采用HBL121从锌置换渣高浓度硫酸浸出液中萃取回收镓

针对现行的湿法炼锌渣中萃取镓工艺存在调酸复杂、添加络合剂成本高、有机相损失严重等弊端,采用新型萃取剂HBL121从锌置换渣的高浓度硫酸浸出液中直接萃取镓,考察料液酸度、萃取剂浓度、萃取温度、萃取时间和相比对萃取的影响以及H2SO4浓度、反萃温度、反萃时间和反萃相比对反萃的影响,分别绘制萃取平衡等温线和反萃平衡等温线,并对萃取剂转型条件进行研究。结果表明:以有机相组成为40%HBL121(质量分数)+20%癸醇(体积分数)+磺化煤油作为萃取剂,料液酸度为108.67 g/L H2SO4,其最佳萃取条件为萃取温度25℃、萃取时间10 min、相比O/A=1:1,经过4级逆流萃取,镓萃取率达到98.14%。负载有机相用200 g/L的H2SO4溶液可选择性反萃镓,得到高纯度硫酸镓溶液,其最佳反萃条件为反萃温度25℃、反萃时间8 min、相比O/A=4:1。经过5级逆流反萃,反萃率可达到99.18%。反萃镓后负载有机相再用7 mol/L盐酸溶液反萃共萃的铁并转型,控制反萃温度25℃、反萃时间2 min、O/A=1.5:1,经过3级逆流反萃,铁反萃率可达到99.23%并完成转型,萃取剂循环使用。     

硝酸-磷酸混合溶液中钨的萃取

对比研究不同萃取体系下硝酸-磷酸混合溶液中钨的萃取-反萃行为,从萃取效率、分相程度及反萃效率等方面考虑选取仲碳伯胺萃取剂N_(1923)作为钨的萃取剂,系统研究N_(1923)对钨的萃取-反萃行为,确定了最佳的萃取/反萃工艺参数。在最优工艺参数下处理配制含有磷钨酸的硝酸-磷酸混合溶液,即在20%N_(1923)(体积分数)+磺化煤油组成的有机相体系、相比1:1、温度20℃、接触时间10 min的条件下,钨萃取率高达99.9%;反萃率条件为:温度50℃、相比2:1、氨水浓度12.5%(质量分数)、接触时间10 min,钨单级反萃率可达93.5%。在优化条件下萃取硝酸-磷酸混合溶液浸出白钨矿的实际料液,钨的萃取率达到99.9%以上,反萃时通过提高相比和氨水浓度的手段,使反萃液中WO_3浓度提高到200g/L以上,反萃率达到98%以上。     

用N235从富铁高酸度硫酸浸出液中萃取除铁

对N235萃取除铁进行研究,考察H2O2用量、料液初始pH、萃取剂浓度、萃取剂组成、萃取时间对萃取的影响以及H2SO4浓度、反萃时间对反萃的影响,设计错流萃取过程并绘制反萃平衡等温线,对萃取剂转型条件进行研究。结果表明:H2O3+2用量为理论量3.85倍时可将Fe2+完全氧化成Fe,并采用有机相组成30%(体积分数)N235+10%(体积分数)TBP+磺化煤油作为萃取剂,料液初始pH为0.11,其最佳萃取条件如下:萃取温度25℃,萃取时间2 min,相比O/A为1:1。经过4级错流萃取,其Fe3+萃取率可达96.96%,Cu2+、Co2+、Ni2+损失率分别为3.04%、1.39%和3.84%,有机相负载采用0.3 mol/L硫酸可反萃得到纯度为98.87%的Fe2(SO4)3溶液,其最佳反萃条件为反萃温度25℃,反萃时间6 min,相比O/A=1:1。经两级逆流反萃,Fe3+反萃率达99.12%,反萃铁后的负载酸有机相经Na2CO3中和转型,返回使用。     

南方离子型稀土中铀和钍的放射性调查及萃取分离

针对南方离子型稀土中铀、钍的放射性水平开展了调查,并根据南方离子型稀土生产过程中放射性元素铀、钍的分布、走向规律特点,首次提出采用环烷酸萃取剂预先萃取分离浸矿原液中的铀、钍。考察料液酸度、萃取相比、萃取时间、萃取剂皂化度及萃取级数对萃取的影响规律,并对反萃实验进行研究。实验表明:REO=1.75mol/L的稀土料液,采用15%环烷酸+15%异辛醇+70%磺化煤油(体积分数)萃取剂体系,在最佳萃取条件下:料液酸度pH为1.0~3.5,萃取时间10 min,萃取相比O/A=2:1,采用边萃取边皂化方式,按6 mL/min速度加入0.6 mol/L NaOH溶液(V_(NaOH):V_(extractant)=1:100)单级铀萃取率达98.6%,钍萃取率达33.3%,负载有机相采用5 mol/L盐酸按相比(O/A)20:1三级逆流反萃,铀、钍反萃取率均达100%。     

D2EHPA萃取法从钒页岩高氯浸出液中制备钒电解液（英文）

提出一种从钒页岩中回收有价元素并制备钒电解液的工艺。结果表明，在料液pH值为2.6、萃取剂D2EHPA浓度为20%、相比(O/A)为1:1、萃取时间为8 min、H₂SO₄浓度为4 mol/L及反萃时间为30 min的条件下，钒萃取率为99.3%，反萃率为99.8%。对制备的电解液组成及电化学性能进行详细研究。溶液化学和红外光谱分析表明，浸出液中氯离子可以与钒离子络合，促进钒的萃取。采用本研究提出的工艺能实现钒页岩的综合利用，并避免钒电解液制备过程中有害物质对环境的潜在污染。     

采用酸化伯胺A-N1923-酒石酸钠体系从强碱性溶液萃取分离钒铬

采用酸化伯胺A-N1923-酒石酸钠体系,研究强碱性溶液中的钒、铬萃取分离行为,同时考察铝在钒、铬萃取分离过程中的走向。结果表明:碱性溶液中添加少量的酒石酸钠,可显著抑制钒铬的共萃,即使在浓度大于0.1 mol/L的NaOH溶液中,仍然可以实现钒、铬的萃取分离;钒、铬、铝的萃取分离受酒石酸钠浓度、料液初始碱度、初始钒铬浓度、萃取相比及萃取剂浓度等影响较大。当料液pH值在10~13之间时,钒/铬、铝/铬的分离系数可分别达到89和60。298 K时,有机相对钒的饱和萃取容量为5.855 g/L。萃取负载有机相可以先用0.5mol/L的硝酸钠溶液选择性反萃铝,然后用1.5 mol/L的硝酸钠溶液反萃钒,反萃后有机相可再生循环使用。     

用N235-TBP混合体系从硫酸盐溶液中协同萃取除铁

研究了采用N235-TBP协同萃取体系从硫酸盐溶液中萃取除铁,考察了萃取体系、N235浓度和料液初始pH值对Fe(Ⅲ)萃取的影响以及相比(Vorg/Vaq)、H2SO4浓度和平衡pH值对Fe(Ⅲ)反萃的影响.结果表明:N235和TBP对硫酸盐溶液中的Fe(Ⅲ)具有协同萃取效应;加入TBP能有效地抑制载铁有机相的分层,提高Fe(Ⅲ)的反萃率;料液初始pH值及N235浓度对Fe(Ⅲ)的萃取率影响显著,萃铁曲线的最高点随着N235浓度的增大向低pH值方向移动;以含30%N235和10%TBP(体积分数)的有机相作萃取剂,在相比(Vorg/Vaq)为2:1的条件下,含铁12.73 g/L的合成料液经过3级错流萃取,萃余液中含铁低于0.15 g/L,铁的总萃取率接近99%;以0.4 mol/L的H2SO4为反萃剂,控制反萃液平衡pH小于0.8,铁的单级反萃率大于96%;含铁7.05 g/L的有机相在相比为1:1时,经过2级错流反萃,铁基本上被反萃完全,贫有机相不经处理可以循环使用.     

N235支撑液膜分离页岩提钒酸浸液及传质机理

为强化钒与杂质离子的分离,研究以N235为载体的支撑液膜体系从钒页岩酸浸液中直接萃取钒时载体浓度、稀释剂种类、反萃剂种类及浓度、浸出液pH对钒传质过程的影响,以及钒与浸出液中主要杂质离子铁、磷、铝的分离规律。结果表明:当萃取剂的体积浓度10%、煤油为稀释剂、Na_2CO_3作反萃剂且浓度为0.6 mol/L、料液相pH=1.8、传质时间13 h时,钒的萃取率可达92%,同时硅的萃取率为6.1%,磷的萃取率为4.2%,铁、铝等金属离子的萃取率低于2%。采用一级动力学模型计算了传质过程的相关扩散参数。最后为考察支撑液膜的稳定性进行了循环试验,经过9次循环,萃取率仍能达到70%,膜经再生后萃取率为90.1%,仅比新膜的萃取率低1.9%。     

次氧化锌酸性浸出液中萃取分离铟的工艺

以次氧化锌酸性浸出液为原料,采用两段溶剂萃取的方法实现铟与其他金属离子的有效分离,并循环利用工艺过程中使用的盐酸,减少氯离子的排放。研究采用P204从浸出液中萃取、盐酸反萃铟的行为,以及采用TBP/P350混合萃取剂从P204载铟有机相盐酸反萃液中选择性萃取铟、水反萃等过程中铟的行为,考察萃取剂浓度、混合时间、酸浓度和相比等因素对铟萃取率和反萃率的影响。结果表明:采用10%P204(体积分数)在相比(A/O)为2/1的条件下,经过2级逆流萃取,浸出液中99%铟被萃取,得到的P204载铟有机相采用6 mol/L盐酸反萃,铟反萃率达100%。得到的含铟盐酸反萃液再采用TBP/P350选择性萃取铟,在相比为3/2条件下,经过2级逆流萃取,铟萃取率为99%,得到的载铟有机相采用纯净水进行3级逆流反萃,铟被反萃完全。与传统工艺相比,氯离子排放量减少86%。基于上述实验结果,提出从次氧化锌酸性浸出液中萃取分离铟的工艺流程,在实现铟高效回收的同时,降低氯离子的排放,达到资源高效利用和减少污染物排放的目的。     

石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺

研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明:石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74μm的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R用量20 g/L、反应温度90℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量,mL/g)2:1,在此优化条件下,钒浸出率可达94%以上;在优化条件下,采用两段逆流浸出,可有效减少活化剂CaF2以及浸出剂硫酸的消耗量;经过两段逆流浸出萃取反萃氧化水解工艺,全流程钒资源总回收率可达86.9%;V2O5产品纯度高于99.5%。     

氰化提金废水中金属氰络合离子的溶剂萃取EI北大核心CSCD

采用溴代十六烷基吡啶(CPB)−仲辛醇−磺化煤油体系对氰化提金废水进行处理,主要研究CPB浓度、改性剂占比、pH值、混相时间、相比(O/A)对各金属离子萃取效果的影响及反应机制。研究表明:在85 g/L CPB−仲辛醇(25%,体积分数)−磺化煤油体系,O/A为1:1、pH值为11、混相时间为5 min的条件下,经三级萃取后,氰化废水中总氰(CN_(T))去除率可达到80%以上,铜、锌、铁离子萃取率分别为78.5%、79.4%、58.1%;各金属离子存在竞争萃取现象,萃取优先顺序依次为Zn>Cu>Fe。萃取饱和负载有机相经2.5 mol/L的NH4SCN溶液反萃,O/A为2.5时,铜、锌、铁离子反萃率分别为87.7%、90.3%、85.8%,反萃液中总金属离子浓度可达到7822.8 mg/L,实现了金属氰络合离子的有效富集。萃取过程中金属以金属氰络合离子的形态进入有机相,符合离子缔合原理。     

从赤泥盐酸浸出液中提取钪

本文研究了从赤泥的盐酸浸出液中回收钪的工艺条件.以1%P507+煤油为有机相,相比O/A=11.萃取时间15min,钪的萃取率达90%以上.用6mol/L HCl为洗液,洗涤有机相两次,水洗两次,洗涤相比O/A=31.反萃剂为2N NaOH溶液,相比O/A=31,反萃温度50℃.最终得到的富集物中Sc2O3的纯度为66.09%,富集了2 600倍以上.     

高酸复杂含锑溶液中锑的萃取回收工艺

针对酸性多金属浸出液中锑分离回收困难的问题,提出采用萃取-反萃水解法,短流程高效率地回收浸出液中的锑,得到锑水解产物。探索了有机相组成、相比O/A、萃取时间、反萃液浓度等因素对萃取及反萃过程的影响。结果表明,最佳工艺条件如下:萃取条件为有机相组成50%TBP+50%磺化煤油(体积分数)、相比O/A 1:1、操作温度25℃、萃取时间30 min、震荡频率120 Hz、单级萃取,反萃条件为稀硫酸溶液0.25 mol/L、反萃时间30 min、相比O/A 1:1。在该条件下处理后,浸出液中80.5%的锑富集于锑水解产物中。在600℃下对固体产物进行热处理,得到物相为Sb O_2和Sb_2O_4的锑氧化物。     

N_(235)选择性萃取烟气淋洗液中的铼

利用N_(235)萃取剂,开展含铼钼精矿焙烧烟气淋洗液中铼和钼分离、提取的研究。结果表明:H~+浓度、酸根离子种类和有机相组成都会对钼和铼的萃取率及其分离系数产生较大影响。在硫酸浓度为2.5 moL/L、有机相组成为3%N_(235)+30%仲辛醇+67%煤油(体积分数)条件下,铼的萃取率高、钼铼分离系数大。N_(235)萃取的最优工艺条件为:相比O/A为1:4、萃取平衡时间为2 min、萃取温度为常温。单级逆流萃取铼的萃取率为90.64%,钼的萃取率为10.20%。采用二次三级逆流萃取,铼的总萃取率高达99.41%,而钼的总萃取率仅为11.49%。在此基础上,以氨水为反萃剂,经过浓缩结晶可制得纯度大于99%的高铼酸铵,整个萃取反萃工艺流程铼的综合回收率达到96.04%,实现铼的高效提取。     

氨-硫酸铵溶液中萃取分离锌镍

研究Mextral54-100(HA)和Mextral54-100+TRPO(HA+TRPO)两种萃取体系从氨-硫酸铵溶液中萃取分离锌镍的性能,确定锌镍分离的最佳工艺。结果表明:HA萃取体系在初始pH为9.0时对镍具有较高的选择性萃取能力,而HA+TRPO萃取体系在初始pH为7.2时对锌具有较高的选择性萃取能力。综合考虑,宜先采用HA体系萃取镍,然后采用HA+TRPO体系萃取锌。对于镍的萃取,在萃取体系为0.5mol/LHA、温度为25℃、初始pH为9.0和相比(O/A)为1:1的条件下,经4级萃取,镍的萃取率为98.5%,锌的共萃率小于6%;对含镍2.01g/L的镍负载有机相,经2级反萃,镍反萃率为99.8%。对于锌的萃取,在萃取体系为0.4mol/L HA+0.05mol/L TRPO、温度为25℃、初始pH为7.2和O/A为1:1的条件下,经2级萃取,锌萃取率为99.8%;对含锌3.12g/L的锌负载有机相,经2级反萃,锌反萃率为99.9%。通过采用不同的萃取体系和选择合适的萃取条件,获得氨-硫酸铵溶液中萃取分离锌和镍的最佳工艺流程和技术参数。     

白铜合金废料综合回收工艺

采用粉碎白铜合金废料→酸浸出→N902萃取分离出铜离子→P204萃取分离出锌离子→水相中剩余硫酸镍溶液工艺回收白铜合金废料中的有色金属.经实验得到较优回收工艺条件是将初步机械粉碎的白铜合金投入硫酸溶液中反应,得到浸出液;使用铜特效萃取剂N902首先分离出浸出液中的铜离子.结果表明,萃取剂N902对铜具有较好的选择性.在相比为1:1、pH值为0.57、N902的体积浓度为50%,混合时间为90 s的条件下,铜的萃取率达到99.36%.使用2 mol/L的硫酸进行反萃操作,平衡时间仪为30 s,反萃回收率达到99.68%;使用萃取剂P204萃取分离后续水相溶液中的锌离子,在相比为2:1、pH值为2.93、P204体积浓度为40%的条件下,混合时间为1 min,经5级萃取后锌离子的萃取率为99.73%,且几乎不萃取水相中的镍,选择性分离效果好.使用1 mol/L的硫酸反萃,经40 s混合后,反萃达甲衡,富锌有机相的反萃率为100%.整条工艺完成了铜、镍和锌3种主要离子间的分离,得到硫酸铜、硫酸锌和硫酸镍3种产品.     

石煤湿法强化提钒新工艺

分别考察石煤常压氧化酸浸和加压氧化酸浸过程中的钒浸取率.结果表明:采用石煤加压氧化酸浸强化提钒新工艺钒浸出率接近90%,比传统工艺提高15%以上,比现有常压浸出工艺的钒浸出率提高20%,特别是当加入催化剂R时,加压氧化酸浸工艺的优势更为突出.提出石煤加压氧化酸浸新工艺的较佳工艺条件:硫酸酸度约为250 g/L,时间约为4 h,加压釜内压强约为1.2 MPa, 浸出温度为100～120 ℃,催化剂R的用量约为石煤矿量的2.5%.     

LK-C2从废线路板酸性浸出液中萃取回收铜

以LK-C2为萃取剂,从废弃线路板酸性浸出液中选择性萃取回收铜,分别研究杂质阳离子、阴离子、pH值、萃取时间、萃取剂浓度和相比(O/A)对萃取效果的影响。结果表明:采用LK-C2从废线路板酸性浸出液中可选择性萃取分离铜,铜/铁分离系数超过2000,溶液中锌和锡几乎不被萃取;随萃取平衡pH值的增大,铜的萃取率升高;随萃取剂在有机相中浓度增加和相比增加,铜回收率增大;阴离子NO3-、SO42-和Cl-对萃取无明显影响。萃取剂每从溶液中萃取1mol铜,将置换2mol氢离子。室温下LK-C2萃取铜的最佳工艺条件:LK-C2体积浓度为15%,相比O/A为1:1,水相初始pH为2.00,萃取时间为10min。在优化条件下,一级萃取率达99.78%;用2.00mol/L硫酸溶液对负载有机相进行反萃,经三级逆流反萃,铜的反萃率达到97.51%。     

合成亚砜MSO从碱性氰化液中萃取金的研究

合成亚砜MSO可以从碱性氰化液中萃取金,加入高碳醇P后能显著改善MSO对金的萃取性能。含45%(V/V)的P和1.3mol/LMSO的有机相能快速萃取金,其萃取率>94%;硫代硫酸钠能高效率地反萃金,40g/L的硫代硫酸钠溶液在相比A/O=1时一次反萃率>97%。     

从赤泥盐酸浸出液中提取钪

本文研究了从赤泥的盐酸浸出液中回收钪的工艺条件。以1％P507^＋煤油为有机相。相比O／A=1：1。萃取时间15min。钪的萃取率达90％以上。用6mol/LHCI为洗液。洗涤有机相二次。水洗二次。洗涤相比O／A-3：1。反萃剂为2NNaOH溶液。相比O／A-3：1，反萃温度50℃。最终得到的富集物中Sc2O3的纯度为66．09％。富集了2600倍以上。