氧压酸浸炼锌流程中置换渣提取锗镓铟

为从锌精矿氧压酸浸炼锌工艺的置换渣中提取锗镓铟元素,对二段浸出-萃取分离锗镓铟铜工艺进行研究,锌电积废液用于一段浸出,H2SO4-HF混酸用于一段浸出渣的二段浸出;一段浸出液分别采用二(2-乙基已基)磷酸(P204),C3~5氧肟酸+二(2-乙基已基)(P204)磷酸及5-壬基水杨醛肟(CP150)分别萃取铟,锗镓及铜;二段浸出液用C3~5氧肟酸萃取提锗,萃余液加入氟化钠沉淀氟硅酸钠。试验结果显示,一段浸出用酸度为3.1 N的湿法炼锌电积废液,液固比4∶1,初始氧分压0.4 MPa,150℃,经3 h的二级浸出后,浸出渣率约为15%,铟镓铜锌4个元素的浸出率都达到98%,而锗浸出率约为80%;一段浸出残渣用H2SO4-HF混酸浸出,其氟/硅摩尔比4.2∶1.0,硫酸浓度为2 N温度80℃,液固比3∶1,浸出时间为5 h,一段浸出残渣中锗几乎完全浸出;一段浸出液在pH 2.0~2.2,30%二(2-乙基已基)磷酸萃取,部分铁与几乎所有的铟被萃取,用2 N盐酸反萃,铟、铁的反萃率分别为98.28%和2.79%,可达到铟铁的分离;萃铟余液用3%的氧肟酸+10%二(2-乙基已基)磷酸-煤油协萃锗、镓,铁也发生共萃,锗、镓和铁的单级萃取率均在90%以上,采用次氯酸钠反萃,锗反萃率近100%,且Ge/Ga和Ge/Fe的反萃分离系数分别为10836和318.7。用3 mol·L-1的硫酸,相比(W/O)1∶2反萃镓,镓的一次反萃率达97.5%。二段浸出液采用10%C3~5氧肟酸-煤油萃取,相比(O/W)为1.2∶1.0,锗的单级萃取率达到98.31%。经30%次氯酸钠溶液反萃,锗的一次反萃率达到98.83%,萃余液加入氟化钠,氟硅化物的沉淀率为90%左右。沉硅滤液经补充氢氟酸后返回二段沉出,锗的浸出仍可达到较完全的浸出。该工艺无废液排放,并且通过与湿法炼锌流程的物料交换而变得简化。     

从含铟硫酸钙渣中回收铟

对高铁闪锌矿湿法炼锌过程中产出的含铟硫酸钙渣开展了一段酸浸—浸出液铁粉还原—还原液净化预处理—萃取—反萃试验研究,实现了铟与其他杂质元素的分离与高效回收。含铟硫酸钙渣在终酸70g/L、温度80℃、液固比4∶1、时间2h的条件下进行一段酸浸,铟浸出率98%以上;用铁粉将浸出液中的Fe~(3+)还原为Fe~(2+),铁粉过量系数1.5,Fe~(3+)还原率在98%以上;添加8g/L的活性炭对还原液进行净化预处理;用30%的P204在酸度70g/L、相比A/O=4∶1、混合时间3min、温度45℃的条件下对净化液进行四级逆流萃取,铟萃取率达到97.5%以上,萃余液含铟小于4mg/L;负载有机相用6mol/L的盐酸,相比A/O=1∶12,经过四级连续反萃,反萃液铟浓度可富集至70g/L以上。     

盐酸浸出氧化铝赤泥回收镓

研究了拜耳法赤泥盐酸浸出镓的过程。采用正交试验考察浸出温度、时间、液固比和酸度对镓浸出率的影响。结果表明,在最佳浸出条件下:8mol/L盐酸、液固比4.0、109℃浸出5h,镓浸出率达到95.4%。用50%TBP+50%煤油一次萃取,镓萃取率达到98%。用0.5%食盐水反萃,镓反萃率为96.8%。反萃液用0.5mol/L NaOH溶液中和、过滤、烘干后,固体中镓的质量百分数为4.32%,从赤泥中富集了136倍。镓的总回收率达到85%以上。     

硫酸体系中Cyanex272的萃镓性能研究

开展了硫酸体系中Cyanex272的萃镓性能研究,详细考察了萃取与反萃过程条件参数对镓萃取与反萃的影响,绘制了萃取与反萃等温线,并模拟了多级逆流试验。结果表明,含290 mg/L Ga~(3+),pH=2.0的硫酸镓溶液,采用有机相体积分数为15%Cyanex272+85%磺化煤油,控制O/A=1∶4,萃取温度25℃,萃取时间10min,经4级逆流萃取,镓萃取率为99.50%;负载镓有机相,用100g/L H_2SO_4溶液反萃,控制O/A=10∶1,反萃温度25℃,反萃时间10min,经4级逆流反萃,镓反萃率为98.11%,镓富集于反萃液中,富集倍数近40倍。经中和沉淀、焙烧后,可得到氧化镓产品。     

从含钪钨精矿中提取金属钪的技术及方法

通过酸解作业,使黑钨精矿中的钨钪得到有效分离。适宜的酸解条件为:黑钨精矿粒度-48μm、盐酸浓度9mol/L、酸解浸出时间5h,在上述酸浸条件下钪的浸出率达到95%以上。在萃取剂组成为12%P204+煤油(O/A=1/5)+4%仲辛醇,经过一级萃取,萃取时间5min,酸解液中钪的萃取率达到95%以上,且钪和铁能较为彻底地分离。通过逆流酸洗除铁可将富钪有机相中的钪进一步富集,用2.5mol/L氢氧化钠对富钪有机相进行一级反萃,相比O/A=5,反萃时间5min,钪反萃率为99.90%。     

用P204从废钒催化剂中萃取钒

用P204+TBP+磺化煤油体系从废钒催化剂还原酸浸液中萃取回收钒,考察萃取相比(O/A)、P204浓度及待萃液初始pH对萃取钒的影响。结果表明,P204萃取钒最优条件为:萃取剂组成20%P204+10%TBP+70%磺化煤油、相比O/A=2、料液初始pH=2.2、萃取5 min。在此优化条件下,VO2+萃取率可达98.73%。用1.5mol/L硫酸反萃6min,VO2+反萃率达93.35%,且制得V2O5产品达GB 3283-1987冶金99级V2O5的标准。     

硫磷混酸体系中钒的萃取实验研究

以某高磷钒矿直接活化硫酸浸出并经预净化的溶液作为研究对象,用N263进行萃取反萃后经过直接沉钒,制得V2O5产品.实验主要研究了水相平衡pH、萃取剂浓度、添加剂浓度、相比、逆流萃取及反萃级数对硫磷混酸体系中钒萃取率的影响.实验确定了N263最佳萃取工艺条件:有机相浓度取15%N263-5%仲辛醇-磺化煤油,O/A=1:3,常温振荡10 min,常温静置10 min,萃取平衡pH=2,经5级逆流萃取,钒的萃取率可达99.51%;最佳反萃工艺条件:反萃剂浓度取1 mol·L-1 NH4 OH4 mol·L-1 NaCl,O/A=3:1,常温振荡10 min,常温静置10 min,反萃平衡pH=8.5,经4级逆流反萃,钒的反萃率可达99.58%;经直接沉钒所得V2O5产品质量达到99.54%,符合GB3283-87V2O598质量要求.     

含铟铅烟尘提铟试验研究

通过对含铟铅烟尘性质和特点的研究分析,制定了二段硫酸浸出、P204萃取、硫酸洗涤、盐酸反萃、锌粉置换的提铟工艺流程。试验结果表明,初始浸出酸度200.gL-1、氧化剂用量1.25%、浸出温度95℃、浓酸浸出时间5 h、稀酸酸浸出时间2 h条件下铟浸出率91.5%;萃取剂P204浓度15%,相比O/A=1/15,萃取时间5 m in条件下萃取率98%;6N盐酸作为反萃剂,三级逆流反萃取反萃率100%;铟富集液锌粉置换,置换率大于99.7%。     

P204从硫酸体系萃取镓性能研究

研究了P204从硫酸体系萃取镓的性能,分别考察了料液酸度、萃取剂浓度、时间、浓度等对镓萃取与反萃的影响并绘制等温线,确定并模拟逆流试验过程。结果表明:料液含0.3g/L Ga^3+,pH=1.2,有机相采用20%P204(体积分数)+磺化煤油,按相比O/A=1∶3,25℃萃取8min,经过3级逆流萃取,镓萃取率可达到99.33%,负载有机相用1.0mol/L H2SO4溶液反萃,按相比O/A=10∶1,反萃温度25℃,反萃时间10min,经过3级逆流反萃,镓反萃率达98.99%,镓浓度富集近30倍。反萃液中的镓经氨水中和沉淀、焙烧后,可得到氧化镓产品。     

杂质离子对萃取法从石煤酸浸液中分离纯化钒的影响

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。     

铝土矿盐酸浸出过程研究

以澳大利亚难处理三水铝土矿为对象、盐酸为浸出剂进行无焙烧浸出试验,考察浸出温度、矿物粒度以及浸出时间对氧化铝浸出率的影响。结果表明,优化工艺条件为:矿物粒度-55μm、浸出温度100~110℃、浸出时间120 min、盐酸浓度10%、浸出液固比100∶7。此条件下氧化铝的浸出率为95.49%,氧化铁的浸出率为96.72%。以该酸浸液为原料,使用TBP-苯体系进行铝铁分离萃取试验,在萃取温度25℃、相比O/A=1∶1、盐酸浓度1.5 mol/L,萃取时间10 min的条件下,经单级萃取,溶液中铁元素的萃取率可达95%,铝元素损失率为6%,铁铝萃取分离系数为408,经3级以上逆流萃取,铁铝分离系数可达800以上。以纯水作为反萃剂,在温度25℃、相比O/A=1∶1、反萃时间5 min、单级反萃,铁的反萃率达95%。     

铁矾法从富铟高铁硫化锌精矿加压浸出液中沉铟研究

研究利用黄钾铁矾法从富铟高铁加压浸出液中沉铟的影响因素,并与黄铵铁矾法沉铟做比较。结果表明,在相同条件下,黄钾铁矾法具有更大的沉铟能力,且所需要的时间为3 h,远少于黄铵铁矾法沉铟所需要的时间。黄钾铁矾法沉铟最佳工艺条件:pH=1.73~1.75,温度96~98℃,铁铟摩尔比大于200,反应时间3 h,添加晶种,晶种添加量为理论生成铁矾量的1.5倍时,黄钾铁矾法沉铟率高达97%以上,铁的沉淀率也达到98%左右,为后续电积Zn提供了合格的浸出液。     

P204萃取脱除锌浸出液中氟氯

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。     

萃取法提取铬(Ⅲ)分离铁(Ⅱ)的研究

采用皂化的P204+磺化煤油体系共萃铬、铁,选择性反萃分离铬、铁工艺,从电镀污泥硫酸浸出液中回收富集铬.考察皂化率、P204浓度、料液初始pH值、萃取时间、温度、相比等因素对于萃取效果的影响,考察反萃剂组成、浓度、相比等因素对反萃效果的影响.结果表明:P204皂化率及浓度是影响铬的萃取率重要因素.在萃取有机相组成为30 %P204+70 %磺化煤油,皂化率为70 %,料液pH=2.42,V_O/V_A=1/1,萃取温度28 ℃,振荡时间5 min条件下,经6级逆流萃取达到平衡之后,出口水相铬浓度为0.9 mg/L左右,铬萃取率为99.99 %.采用2段反萃工序有效的分离铬铁:采用2 mol/L硫酸反萃,相比V_O/V_A=5/1,温度32 ℃,振荡时间5 min,经过3级逆流反萃,铬反萃率为97.5 %,铬浓度富集到29.5 g/L,铁浓度为10 mg/L;反萃铬后负载有机相再用氢氧化钠溶液反萃铁.      

从钕铁硼废料中提取稀土工艺研究

采用氧化焙烧-盐酸分解法,研究从钕铁硼废料中提取稀土的工艺条件,探讨了焙烧温度和时间对铁的氧化率的影响,在浸出过程中考察了盐酸浓度、反应时间、反应温度以及液固比对稀土浸出率的影响,并分析了pH值和陈化时间对浸出液除杂效果的影响.结果表明:在700℃焙烧1.5 h,铁的氧化率最高,铁基本完全氧化成三价铁,在最佳浸出条件下稀土浸出率高达到99.33%,浸出液中和除杂时,调节pH值为3.5,陈化时间大于2 h,料液中非稀土杂质含量低,特别是铁仅为0.0014 g/L,浸出液完全达到稀土萃取的要求.      

用LIX84从富钴结壳硫酸浸出液中选择性萃取铜

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     

从彩钼铅粗精矿碱性浸出液中提取钼的新工艺

研究了一种从彩钼铅粗精矿碱性浸出液中回收钼的新工艺。该工艺涉及镁盐除硅、N235萃取钼、氨水溶液反萃取钼、盐酸沉淀钼等工序。试验结果表明:在溶液中ρ(Mo)=9.2g/L、ρ(SiO2)=1.01g/L,除硅温度75℃,pH=8.5,反应1h,氯化镁加入量为理论量4倍条件下,除硅率达87.31%;以15%N235-10%仲辛醇-75%煤油溶液作为萃取剂、在Va∶Vo=2.5∶1、pH为1.7～2.0条件下,混合萃取3min,钼的3级逆流萃取率为99.55%;经反萃取和沉淀钼,最终获得钼质量分数64%以上的氧化钼产品。该工艺钼回收率高,除硅效果较好。     

Hydrometallurgical Process for Copper Recovery from Waste Printed Circuit Boards (PCBs)

Present paper focuses on the selective recovery of copper from the enriched ground printed circuit boards (PCBs) using leaching and solvent extraction. The metal-enriched ground sample obtained from the beneficiation of the sized PCBs in a laboratory scale column type air separator contained mainly 49.3% Cu, 3.83% Fe, 1.51% Ni, 5.45% Sn, 4.71% Pb, and 1.85% Zn. The leaching of the enriched sample with 3.5 mol/L nitric acid dissolved 99% copper along with other metals at 323 K temperature and 120 g/L pulp density in 1 h time. The composition of the leach liquor with wash solution was found to be 42.11 g/L Cu, 2.12 g/L Fe, 4.02 g/L Pb, 1.58 g/L Zn, and 0.4 g/L Ni. The McCabe–Thiele plot indicated the requirements of three counter-current stages for maximum extraction of copper from the leach liquor at pH 1.5 using 30, 40, and 50% (v/v) LIX 984 N at the phase ratios (A/O) of 1:3, 1:2, and 1:1.5, respectively. The counter-current simulation studies show the selective extraction of 99.7% copper from the leach liquor feed of 1.5 pH in three stages with 50% LIX 984 N at A/O phase ratio of 1:1.5. The stripping of copper from the loaded organic with sulfuric acid produced copper sulfate solution from which copper metal/powder could be recovered by electrolysis/ hydrogen reduction.