氨性溶液中铜镍钴的萃取分离

采用PT5050萃取剂，分离和富集镍矿氨液中的铜、镍、钴。采用2级萃取，溶液中铜、镍的萃取率可达99．5％以上，钴不被萃取，经3级低酸选择性反萃镍，镍的反萃率达99％以上，镍反萃液中铜含量小于0．001g/L，满足电镍生产要求。有机相经高酸（180g/L H2SO4)反萃铜，铜反萃液生产电铜或结晶硫酸铜。用硫化钠沉淀萃余液中的钴，钴的沉淀率大于96％，所得到的钴硫精矿含钴大于40％。     

采用LIX984萃取废蚀刻液中铜的研究

针对现有氯化物体系废蚀刻液中铜难以电解回收利用的现状,采用LIX984作为萃取剂,探索其对废蚀刻液中铜的萃取及反萃转型性能.系统考察了萃取剂浓度、料液酸度、萃取时间等对铜萃取的影响,硫酸浓度、反萃时间等对铜反萃的影响,绘制了萃取及反萃等温线并模拟了多级逆流过程。结果表明,采用LIX984萃取铜时,为确保铜萃取回收率,应将废蚀刻液稀释至铜浓度接近0.5mol/L或以下。铜131.24g/L、氯231.6g/L,pH=2.45的废蚀刻液稀释4倍后,可直接采用20%(体积分数)的LIX984按相比O/A=4/1、萃取时间10min、萃取温度25℃条件进行萃取,经过5级逆流萃取,铜萃取率为97.1%,氯萃取率仅0.05%。负载铜有机相采用200g/L的硫酸溶液,按照相比O/A=6/1、反萃时间5min、反萃温度25℃条件进行萃取,经过7级逆流反萃,铜反萃率为98.62%。得到的含铜47.16g/L、氯0.18g/L硫酸铜反萃液可直接用于电解回收,得到满足GB/T 467—1997中产品Cu-CATH2要求的金属铜。     

LIX984对废蚀刻液中铜的萃取及反萃转型性能研究

针对现有氯化物体系废蚀刻液中铜难以电解回收利用的现状,本文采用LIX984作为萃取剂,探索其对废蚀刻液中的铜萃取及反萃转型研究,系统考察了萃取剂浓度、料液酸度、萃取时间等对铜萃取的影响,硫酸浓度、反萃时间等对铜反萃的影响,绘制萃取及反萃等温线并模拟多级逆流过程。研究表明：采用LIX984萃取铜时,为确保铜萃取回收率,应将废蚀刻液稀释至Cu浓度接近0.5 mol/L或以下。文中含Cu 131.24 g/L、Cl 231.6 g/L,pH=2.45的废蚀刻液稀释4倍后,可直接采用20 %(体积分数)的LIX984 按相比O/A=4:1,萃取时间10 min,萃取温度25 ℃,经过5级逆流萃取,Cu萃取率为97.1 %,Cl萃取率仅0.05 %。负载铜有机相采用200 g/L的硫酸溶液,按照相比O/A=6:1,反萃时间5 min,反萃温度25 ℃,经过7级逆流反萃,铜反萃率为98.62 %,并得到含Cu 47.16 g/L、Cl 0.18 g/L的硫酸铜反萃液,可直接用于电解回收,得到的金属铜达到国家标准GB/T467-1997 Cu-CATH2要求。     

新型胺类萃取剂N1633萃取钨的研究

采用自制的胺类萃取剂N1633作萃取剂, 考察了其在钨萃取冶金中的性能。当有机相组成为40%N1633+40%异辛醇+磺化煤油(体积比), 在pH=8.27、相比(O/A)为1∶1、振荡时间10 min、萃取温度25 ℃时, 对WO₃含量116.25 g/L的钨酸钠溶液进行萃取, 单级萃取率大于99%。绘制了N1633的萃取等温线, 经过三级萃取饱和容量达到109.03 g/L。用2.5 mol/L的氨水对负载有机相进行反萃, 相比2.5∶1时, 反萃液中WO3浓度达到174.31 g/L。绘制了负载有机相的反萃等温线, 理论上以相比1.25∶1进行四级逆流萃取可将有机相中的钨基本反萃, 反萃液中WO₃的饱和反萃浓度达到202.82 g/L。采用0.6 mol/L的硫酸以相比2∶1进行酸化再生后, N1633仍具有良好的萃取性能。     

低品位氧化锌矿新工艺研究

我国氧化锌矿储量丰富,但贫矿多、富矿少、难于选冶。由于低品位氧化锌矿品位低、杂质含量高、处理工艺复杂等,未能得到有效利用。采用在浆萃取工艺对低品位氧化锌矿进行研究,试验结果表明:采用在浆萃取工艺,矿浆浓度33%,初始硫酸浓度20 g/L,加入硫酸的同时加入萃取剂(30%P204+70%煤油)进行边浸边萃,试验时间为60 min;负载有机相用200 g/L硫酸进行反萃,相比O/A=4,时间15 min。锌浸出率超过97%,萃取率大于99%;硫酸溶液反萃可获得较高反萃率。     

低品位氧化铜矿制备电镀级硫酸铜新工艺

以低品位氧化铜矿为原料,采用浸出、萃取、反萃、结晶和精制工艺制备电镀级硫酸铜。重点考察了萃取剂浓度、相比(O/A)、萃取时间和水相中硫酸浓度等因素对铜萃取率的影响。结果表明,采用硫酸浸出氧化铜,铜浸出率可达65%。浸出液用萃取剂ACORGA M5640萃取铜,当萃取剂浓度为20%,相比为1/3,萃取时间为120 s,水相中硫酸浓度为1.5 g/L,稀释剂为煤油时,铜萃取率可达90%以上。负载有机相经反萃,反萃液经结晶和精制后,可得到纯度为99.35%的电镀级硫酸铜。     

溶剂萃取法分离工业钨酸钠溶液中的磷、砷、硅

本文研究了用溶剂萃取法分离工业钨酸钠溶液中的磷、砷、硅。用伯胺 N1923作萃取剂,在弱碱性条件下,使磷、砷、硅以磷-钨、砷-钨、硅-钨杂多酸的形态萃入有机相。经单级萃取就可使萃余液含 As<0.001g/1,P<0.001g/1,SiO_2<0.01g/1。负载有机相用碳酸钠或氢氧化钠溶液反萃。反萃液用强碱性阴离子交换树脂处理以回收其中共萃取的钨。本方法能深度净化钨酸钠溶液,钨的回收率大于99%。     

高冰镍浸出液萃取净化流程

本文用一种新的磷类萃取剂５７０９对高冰镍硫酸选择性浸出液中的镍和钴、铜、铁、铅、锌等萃取性能进行了研究，确定了萃取净化分离的工艺条件。水相料液经过萃取后，萃余液达到１号电镍新液标准，镍收率大于９９％；负载钴等金属的有机相先用低酸反萃钴、铜、锌、铅镍后，再用３ｍｏｌ／Ｌ硫酸反萃除铁；除去金属后的有机相再用ＮａＯＨ溶液皂化复用。有机相在１０台φ２０ｍｍ离心萃取器组成的萃取回路试验中复用了７４次，证明性能稳定。     

废印刷线路板微生物浸出液中铜的选择性萃取

对萃取法分离废印刷线路板微生物浸出液中的铜进行了研究。结果表明：选用N902为萃取剂，可很好地选择性萃取浸出液中的铜，在萃取剂浓度为10%，萃取相比为1∶1，萃取搅拌时间为5 min的条件下，铜的萃取率可达99.51%，Cu与Fe的分离系数为2 058；以硫酸溶液为反萃剂对萃取获得的负载有机相进行反萃取，在硫酸溶液浓度为1.8 mol/L，反萃取相比为1∶1，反萃取搅拌时间为5 min的条件下，铜的反萃率可达93.57％。     

溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究

采用D2EHPA-TBP-磺化煤油混合体系萃取-硫酸反萃-酸性铵盐沉钒方法从石煤酸浸液中分离、回收五氧化二钒。结果表明:在酸性介质中钒萃取率取决于溶液pH值,当溶液初始pH值≤2.5,钒萃取率高,杂质离子不发生水解沉淀,利于钒的分离、富集。以10%D2EHPA、5%TBP、85%磺化煤油的有机相做萃取剂,在相比为1∶1,溶液初始pH值2.45的条件下,经7级逆流萃取,钒的萃取率为96.7%。以1.5mol/L的硫酸溶液做反萃取剂,在相比(O/A)为5∶1的条件下,负载有机相经3级逆流反萃取,钒的反萃率大于99%,采用酸性铵盐沉钒,在550℃条件下煅烧脱氨后得到的五氧化二钒产品纯度为99.01%。     

电镀污泥中铜的浸出和溶剂萃取回收研究

采用硫酸浸出-萃取-反萃工艺流程回收电镀污泥中的铜。运用MATLAB拟合了1 mol/L硫酸体系中铜的浸出动力学模型,表明该浸出过程为扩散和表面反应共同控制。在硫酸浓度1 mol/L、液固比15∶1条件下浸出10 min,铜浸出率达到90%。采用萃取-反萃取的方式回收浸出液中的Cu²⁺,以Mextral^® 984H为萃取剂、Mextral^® DT100为稀释剂,在溶液pH=2、萃取时间30 min、O/L相比1∶1、萃取剂浓度10%条件下萃取,铜萃取率可达99%;O/L相比1∶1、反萃取时间30 min,用25%的硫酸溶液进行反萃取,铜反萃取率可达95%。此工艺流程铜总回收率可达85%,实现了铜的高效回收。     

A New Application of Solvent Extraction to Separate Copper from Extreme Acid Mine Drainage Producing Solutions for Electrochemical and Biological Recovery Processes

Over the last decade, AMD waters have gained more attention as a potential source of metals due to the emerging need to recover or recycle metals from secondary resources. Metals recovery supports sustainability and the development of a circular economy with benefits for resource conservation and the environment. In this study, five extractants (Acorga M5640, LIX 54, LIX 622, LIX 622 N, and LIX 864) diluted (15% (v/v)) in Shell GTL with 2.5% (v/v) octanol were compared and evaluated for Cu recovery from an extreme AMD sample (5.3?±?0.3 g/L Cu) collected at the inactive São Domingos Mine in the Iberian Pyrite Belt of Portugal. Of the five extractants, Acorga M5640 showed the best selective efficiency. Further tests showed that 30% (v/v) of this extractant was able to selectively extract ≈ 96.0% of the Cu from the AMD in one extraction step and all of the remaining Cu (to below detection) in three steps. Among the different stripping agents tested, 2 M sulfuric acid was the most efficient, with ≈ 99% of the Cu stripped, and the recyclability of the organic phase was confirmed in five successive cycles of extraction and stripping. Furthermore, contact time tests revealed that the extraction kinetics allows the transfer of ≈ 97% of the Cu in 15 min, and aqueous to organic phase ratios tests demonstrated a maximum loading capacity of ≈ 16 g/L Cu in the organic phase. Raising the concentration of Cu in the stripping solution (2 M sulfuric acid) to ≈ 46 g/L through successive striping steps showed the potential to recover elemental Cu using traditional electrowinning. Finally, a biological approach for Cu recovery from the stripping solution was evaluated by adding the supernatant of a sulfate-reducing bacteria culture to make different molar ratios of biogenic sulfide to copper; ratios over 1.75 resulted in precipitation of more than 95% of the Cu as covellite nanoparticles.

Graphical Abstract

     

钙镁离子对方铅矿可浮性影响的研究

用实际矿浆滤液研究分析了方铅矿－苯胺黑药浮选体系中对方铅矿可浮性造成严重影响的有害离子。认为大量钙、镁离子的存在对方铅矿的可浮性构成了严重的威胁。钙、镁离子对方铅矿的有害影响主要是阻碍苯胺黑药与方铅矿的作用，使方铅矿表面在有效的氧化还原电位区域内失去了生成苯胺黑药的阳极氧化产物。络合剂六偏磷酸钠和ＥＤＴＡ可以络合液相中钙、镁离子，特别是ＥＤＴＡ还可以络合表面的铅氧化物等，达到清洗方铅矿表面、增进苯胺黑药在方铅矿表面的作用。实际矿样的验证结果与纯矿物研究结论一致。     

Development of a process for the separation of zinc and copper from sulfuric liquor obtained from the leaching of an industrial residue by solvent extraction

This paper describes a study of the separation of zinc and copper from the leach liquor generated in the treatment of the zinc residue (29.6 g/L Zn and 37.4 g/L Cu) by liquid–liquid extraction. In it, the influence of the extractant type and concentration, aqueous phase acidity, contact time and stripping agent concentration were investigated. Organophosphorus extractants (D2EHPA, IONQUEST®801 and CYANEX®272) and the chelating extractants (LIX®63, LIX®984N and LIX®612N-LV) were also investigated. The organophosphorus reagents are selective for zinc, while the chelating extractants are selective for copper. In the experiment, D2EHPA was found to be the best extractant. A sulfuric acid solution was used in the stripping study. Five continuous experiments were carried out until an optimal condition for the separation of the metals Zn and Cu was achieved. Experiment 5 was carried out in three extraction steps, three scrubbing stages and five stripping stages. In this experiment, a pregnant strip solution containing 125 g/L Zn and 0.01 g/L Cu was obtained and the concentration of the metals in the raffinate was 28.3 g/L Cu and 0.49 g/L Zn.     

某钼镍钒多金属矿石镍钒浸出液萃钒试验

以P204为萃取剂、硫酸溶液为反萃剂,在室温下对贵州某钼镍钒多金属矿石的镍钒浸出液进行钒的萃取-反萃取试验,确定了萃取时适宜的工艺参数为母液pH=2.5,有机相中P204、TBP、磺化煤油的体积比=20∶5∶75,相比（O/A）=1∶2,萃取时间5 min,反萃取时适宜的工艺参数为硫酸溶液浓度2 mol/L、相比（O/A）=2∶1、反萃时间4 min。在所确定的工艺参数下进行5级萃取-反萃取,钒的总萃取率达98.7%、总反萃率达99.8%、总回收率达98.5%。     

铜阳极泥氯化浸金液连续萃铜试验

针对铜阳极泥氯化浸金液含铜高造成稀贵金属置换困难且损失量大的问题,采用Lix984萃取分离铜,进行萃取槽连续试验,考察铜萃取率变化,分析存在的问题并探讨解决方案。试验发现采用Lix984从含铜10～20g/L和Cl-～200g/L的氯化浸金液中分离和回收铜,技术上可行。在萃取混合时间3min、萃取相比(O/A)2/1、反萃水相为180～260g/L硫酸条件下,经过4级萃取、2级洗涤和2级反萃,铜直收率可达99%以上。金、银、钯、铅、镍等不被萃取,仅有少量夹带,可洗涤回收。萃取过程发生界面污物累积和乳化,主要与料液含固量高、金属离子水解、相比和搅拌速度不当、萃取剂降解等因素有关,可通过精滤、过渡槽调pH值、实时监控流量和转速、定期补充萃取剂和清除第三相等措施,实现萃取稳定运行。     

Mac10铜萃取剂的性能研究

采用国产化工原料合成了Mac10铜萃取剂，进行了萃取剂用量、有机相与无机相相比(O/A)、萃取平衡pH值、萃取动力学、萃取热力学、反萃动力学试验、反萃剂酸度试验。结果表明，Mac10铜萃取剂具有良好萃取性能，当萃取剂用量为15％，相比(O/A)为75％，萃取平衡pH=3，萃取时间为3min，萃取温度为298K，反萃取时间为2min，反萃取剂酸度为硫酸浓度180g／L时，萃取率不小于93％，反萃取率不小于96％，且水相中Cu^2 浓度愈高，Mac10对铜的萃取性能愈好。