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选用P204-磺化煤油体系萃取锂云母浸出液中的杂质Al、Fe、Mn,以分离出主金属Li;研究了相比、萃取剂浓度、水相初始pH值及萃取平衡时间对Al、Fe、Mn萃取率的影响,并确定了最佳萃取工艺条件:P204浓度1.5mol/L、相比1/1、水相初始pH值2.5、萃取平衡时间18min。在此条件下通过单级萃取,Al、Fe、Mn的萃取率分别可达99.1%、99.3%和99.0%,同时Li仅损失6.9%,达到了Al、Fe、Mn与Li的最佳分离效果。 相似文献
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本文从电位-pH理论出发,分析浸出液中杂质的行为状态。从而寻找出合理的净化除杂流程。按照净化流程,经过除杂后的浸出液,沉锂产品达到零级品,说明净化除杂流程是可行的。 相似文献
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采用硫酸盐法综合回收锂云母中的锂、铷、铯。结果表明,以硫酸钾、硫酸钙、硫酸钡作为混合盐,锂云母与混合硫酸盐质量比为1∶0.45,在900℃焙烧1h后稀酸浸出,锂、铷、铯浸出率分别为92.2%、61.5%、63.8%。浸出液经净化除杂后,浓缩沉锂,可获得零级碳酸锂,沉锂母液可用于铷、铯回收。 相似文献
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本文详细地研究了宜春锂云母精矿的石灰乳高压浸出过程,建立了浸出率的数学模型,确定了最佳工艺条件,使L_(12)O浸出率达90%以上。 相似文献
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锂云母焙烧矿的氯化铵压煮过程的研究 总被引:6,自引:0,他引:6
本文考察了氯化铵压煮锂云母焙烧矿的浸出过程,着重研究了压煮温度、时间、液固比、氯化铵配比等因素对锂浸出率的影响,并建立了五因子二次回归数学模型,确定了最佳浸出条件。数模验证试验表明,锂的浸出率可达91%。数模对工艺方案选择及过程控制与预测有一定的实际意义。 相似文献
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采用萃取法从石煤高酸浸出液中优先萃取分离硫酸,考查还原剂用量、萃取剂浓度、萃取温度、萃取时间对硫酸萃取率的影响。结果表明,在还原剂亚硫酸钠用量2g/L、萃取剂三异辛胺浓度40%、萃取温度25℃、萃取时间2min、相比O/A=1/1的条件下,经4级萃取,浸出液中硫酸浓度由110g/L降低至5.25g/L,浸出液pH升高至2.3,可直接用于萃取钒。以60℃热水为反萃剂、O/A=1/3条件下,经5级反萃,99%以上的硫酸可被反萃出来。萃取过程无其它药剂消耗,有机相可循环使用,且回收的硫酸可再利用。 相似文献
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采用硫酸熟化—水浸工艺进行综合提取锂云母中锂、铷、铯的研究,考察了硫酸浓度、酸矿比、熟化温度、熟化时间、浸出温度、液固比等对锂、铷、铯浸取率的影响。结果表明,提取锂、铷、铯的最优工艺条件为:酸矿比1∶1、硫酸浓度70%、120℃熟化8h、液固比4∶1、50℃浸出1h。在此条件下,锂、铷、铯的浸出率分别为91.42%、88.83%、90.09%。 相似文献
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采用硫酸浸出和萃取分离从提钒尾渣中回收有价元素。结果表明,尾渣经80%质量浓度的硫酸溶液浸出后,钒、铬浸出率分别达98.2%、84.8%;以20%P204+80%磺化煤油(体积百分数)为萃取剂,对浸出液进行三级萃取并反萃后,钒的回收率可达56.2%,萃取过程中铬的损失率低于4%,萃余液水解后可得到纯度为89.6%的Cr_2O_3产品。实现了浸出液中钒、铬的分离和回收。 相似文献
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从含钒石煤酸浸液中溶剂萃取钒的试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
研究了从某含钒石煤酸浸液预处理后的溶液中溶剂萃取。用P204-TBP-磺化煤油组成的有机相萃取,用硫酸溶液反萃取,用酸性铵盐沉淀钒。试验考察了有机相组成、水相平衡pH、萃取剂浓度、相比、振荡时间等因素对钒萃取率的影响,确定了萃取工艺条件为:有机相组成为12.5%P204+5%TBP+82.5%磺化煤油,Vo∶Va=2∶1,三级逆流萃取。结果钒萃取率大于99.00%;用硫酸溶液经三级逆流反萃取,钒反萃取率大于97.00%;制备的V2O5产品纯度大于98.00%。 相似文献
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石煤微波辅助提钒及浸出液除杂研究 总被引:1,自引:0,他引:1
以河南某地石煤(即含钒页岩)矿石为原料,经微波预处理后进行硫酸浸出,然后对浸出液进行除杂处理.结果表明,石煤经微波预处理20 min,钒的浸出率可高达85%,比未预处理时提高近15%.用氨水将浸出液pH值调节至2.0,除铝率可达82.31%;浸出液按理论量的1.2倍加入MgCl2时,除硅率可达84.55%. 相似文献
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用LIX84从富钴结壳硫酸浸出液中选择性萃取铜 总被引:5,自引:2,他引:5
采用LIX84作萃取剂、硫酸作反萃剂 ,从大洋富钴结壳常温常压活化硫酸浸出除铁后液中萃取铜。试验考察了相比、平衡水相pH值、时间等因素对LIX84萃铜的影响。结果表明 ,相比、平衡水相 pH值、混合时间都对铜的萃取率有一定影响。最后优化出的萃取工艺条件为 (体积百分数 )有机相 12 %LIX84+ 88%煤油 ,室温 ,相比 (O/A)=1/ 2 0 ,出口水相pH2 60± 0 0 5 ,萃取级数为 2级 ,每级混合时间 5min。经过 2级萃取、1级洗涤、3级反萃后 ,可以得到完全符合电解沉积要求的硫酸铜溶液 ,从而使浸出液中的铜与其它金属彻底分离 相似文献
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对采用P204萃取某石煤空白焙烧酸浸溶液时在萃取界面产生严重乳化现象的原因进行系统研究,并初步探讨了预防界面乳化物生成的措施。结果表明,有机相中的杂质和降解产物,以及水相中的铁、镁、铝、硅等杂质离子水解络合聚集的沉淀物是引起乳化物生成的主要原因。 相似文献
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采用溶剂萃取法从某复杂低品位铍矿的硫酸浸出液中进行铍的分离,研究了不同因素对铍的单级萃取效果的影响。结果表明,最佳条件为:水相pH=2~2.5、浸出液初始铍浓度1.5~2.5g/L、P204体积分数30%、萃取时间20min、相比为1。在此条件下四级逆流萃取后铍萃取率可达到98.50%。 相似文献
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采用P204萃取含氟、氯的锌浸出液,锌萃取率大于95%,反萃率高于99%,回收率高于98%,氟、氯脱除率均高于99%。P204萃取锌浸出液的工艺条件为:皂化率65%、锌料液pH=4.0、萃取温度40℃、相比O/A=2、萃取时间5min。锌电解废液反萃锌的工艺条件为:H2SO4 120g/L、反萃温度40℃、相比O/A=0.5、反萃时间5min。萃取、反萃温度控制在40~45℃,可避免出现有机相乳化和分相时间长等问题。串级试验萃余液含锌2.42g/L、氟0.52g/L、氯1.42g/L,经沉氟、沉氯处理后,氟、氯浓度分别降低到0.042g/L、0.079g/L,可返回锌冶炼系统配入浸出、净化使用。 相似文献
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含钒石煤经焙烧、硫酸浸出后,酸浸液中含有高浓度的Fe3+、Fe2+、Al 3+和Mg2+等杂质离子。以D2EHPA和TBP为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,采用萃取法对该酸浸液进行钒的提纯试验,考察杂质离子对钒萃取率的影响。结果表明,在配制的纯溶液中,V4+的萃取率明显高于V5+;Fe3+质量浓度大于5g/L时会显著降低V4+萃取率;Al 3+和Mg2+的质量浓度低于10g/L时,其共萃率明显降低。对实际酸浸液进行还原处理后,99%的V4+能够被萃取回收,而大部分Fe2+、Al 3+和Mg2+则存在于萃余液中。少数共萃的Fe2+在反萃作业后留在贫有机相中,Al 3+和Mg2+在沉钒后留在沉钒尾水中,不影响V2O5纯度。 相似文献