溶剂萃取法分离回收废催化剂碱浸渣中铝、镍的研究

通过溶剂萃取法分离回收废加氢催化剂碱浸渣的硫酸浸出液中铝和镍，分析并比较了萃取剂P204(二(2-乙基己基)磷酸酯)和P507(2-乙基己基磷酸单2-乙基己基酯)的萃取分离效果，同时考察了P204萃取体系中原料液初始pH、P204体积分数、P204皂化率、V(有机相)/V(水相)等因素对铝、镍萃取率的影响。结果表明，与P507相比，P204可更好地分离铝和镍；在萃取剂P204体积分数为35%、P204皂化率为30%、原料液初始pH为2.75、V(有机相)/V(水相)=3∶1的条件下，铝的萃取率达到96.45%，而镍的萃取率仅为2.77%；经过二级逆流萃取流程，铝的萃取率可达到99.50%以上，而镍的萃取率低于3.60%。采用盐酸溶液对负载有机相进行反萃，在盐酸浓度为6 mol/L、反萃温度为60℃、V(有机相)/V(水相)=2∶1的条件下反萃20 min，有机相中铝的反萃率为98.04%，可有效地实现废加氢催化剂中铝、镍的分离。     

粉煤灰浸出液中稀土元素钇的萃取分离研究

为了将粉煤灰浸出液中稀土元素钇萃取分离出来,利用协同萃取体系对粉煤灰浸出液进行研究。本文先以纯的氧化钇浸出液为研究对象,用2种萃取剂二磷酸酯(2-乙基己基)(P204)、2-乙基己基磷酸单2-乙基己基酯(P507)协同萃取单一稀土元素氧化钇浸出液中的钇,探究萃取钇过程中的最优参数。结果表明,在2种萃取剂P204和P507体积比为3∶7,2种萃取剂总体积分数10%,油水比(O/A=1.33),接触时间为30 min,溶液pH为1.4,温度25℃的条件下,钇萃取率可达到89%,协同萃取系数R最大值为1.7,表明2种萃取剂在此条件下对钇的萃取有很好的正协同作用。在上述实验基础上,将最优条件适用于粉煤灰浸出液中钇的萃取,结果发现,在协同萃取体系下钇(Y)与镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)的分离系数β_(Y,La),β_(Y,Ce),β_(Y,Pr),β_(Y,Nd)分别为222.82,142.82,146.97,119.81,均高于P204和P507单一萃取体系下的分离系数,表明协同萃取体系可以将钇与其他几种稀土元素很好地分离,为工业生产中分离稀土元素提供理论指导。利用恒摩尔法和斜率法,推测出P204与P507协同萃取稀土元素钇的萃合物结构,并确定其萃取机理方程式。     

用N235从赤泥浸出液中提取铁的工艺研究

采用20％N235＋30％仲辛醇＋50％煤油（均为体积百分比）萃取体系,在相比O／A=2：1和单级萃取的条件下,处理含铁（13．47）的赤泥浸出液,振荡混合时间15min,铁的萃取率达到99．62％．然后用0．1mol／L的稀盐酸反萃有机相提取铁,在相比O／A=2：1的条件下,经单级反萃,反萃后液含铁10．18g／L,铁的反萃率为75％．采用石灰中乖,渣中含铁达56％．     

从氧化铜矿氨浸出液中萃取铜的研究

将原本用于从酸浸出液中萃取铜的萃取剂LIX84-I用来从氨浸出液中萃取铜,获得了成功,并实现了工业化生产．实验室研究表明,在萃取原液含铜浓度3g／L,pH〉4．22,相比1：1,氨浓度1．5mol／L,混合时间3min的条件下,LIX84-I是从氨浸出液中萃取铜的有效萃取剂,萃取率可达到99．9％．在工业生产中发现,将氨浸出液中固体微粒的含量控制在不超过120mg／L和维持二氧化碳浓度不低于O．5mol／L．是保证生产上铜萃取作业顺利进行的必要条件．用电积残液（酸浓度约200g／L）返回反萃作业作为反萃剂使用,可以进行铜的反萃,反萃率可达到99．94％．     

从氧化铜矿氨浸出液中萃取铜的研究

将原本用于从酸浸出液中萃取铜的萃取剂LIX84-I用来从氨浸出液中萃取铜,获得了成功,并实现了工业化生产．实验室研究表明,在萃取原液含铜浓度3g／L,pH〉4．22,相比1：1,氨浓度1．5mol／L,混合时间3min的条件下,LIX84-I是从氨浸出液中萃取铜的有效萃取剂,萃取率可达到99．9％．在工业生产中发现,将氨浸出液中固体微粒的含量控制在不超过120mg／L和维持二氧化碳浓度不低于O．5mol／L．是保证生产上铜萃取作业顺利进行的必要条件．用电积残液（酸浓度约200g／L）返回反萃作业作为反萃剂使用,可以进行铜的反萃,反萃率可达到99．94％．     

P204从深海粘土硫酸浸出液萃取钇(Y)的工艺研究

研究深海黏土硫酸浸出液中稀土元素钇(Y)与杂质的萃取分离技术,并确定P204萃取分离工艺方案,系统考察P204萃取剂浓度、溶液酸度、萃取时间等对萃取的影响,绘制萃取等温线并对反萃方案进行探索.结果表明:深海粘土硫酸浸出液经磷酸法除铁后,可采用P204萃取Y~(3+),在最佳条件下:5%(体积分数)P204作为萃取剂,料液pH=2.5,萃取时间2 min,萃取温度25℃,萃取相比(O/A)1∶1,Y~(3+)单级萃取率可达98%以上,其萃取饱和容量接近400 mg/L,按O/A=1∶4经过4级逆流萃取,Y~(3+)萃取率可达98%以上.用7 mol/L HCl和150 g/L的硫酸均可实现Y~(3+)的高效反萃,反萃率分别为99.98%和99.85%.     

赤泥中氧化铝和氧化铁的浸出

为回收赤泥中的铝和铁,解决赤泥污染和占地问题,研究了用盐酸溶出废赤泥中的氧化铝和氧化铁的工艺,考察了赤泥的焙烧、盐酸与赤泥的液固比、盐酸的浓度、酸浸时间、酸浸温度及酸浸方式对赤泥中氧化铝、氧化铁浸出率的影响.结果表明：赤泥不需要焙烧,盐酸与赤泥的液固比4∶1,盐酸的浓度为6mol/L,酸浸温度在109℃左右,酸浸时间为60 min,酸浸方式为二次浸出,氧化铝和氧化铁的浸出率分别为89.00%和98.39%.     

反胶团法萃取菜籽蛋白质工艺研究

研究了CTAB/异辛烷/正辛醇反胶团体系萃取分离菜籽蛋白质的前萃工艺.考察了水相pH、离子强度、原料加料量、萃取时间对菜籽蛋白质萃取率的影响,最后采用了四因素四水平正交实验,得出反胶团法分离菜籽蛋白质的前萃最优工艺条件为:菜籽粉加入量为0.6 g,KCl浓度0.09 mol/L,pH值7.0,萃取时间80 min.在最佳工艺条件下,前萃率可达70.19%.     

含钪赤泥氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪试验研究

针对云南含钪赤泥原矿含TFe 25.68%、Sc_2O_3 70.66 g/t,钪主要以类质同象形式分散于金红石、辉石、长石、白云母、方解石等矿物中,铁、钪分离困难,提出了氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出的选冶联合工艺处理该含钪赤泥,使铁从赤铁矿转为以金属铁、磁铁矿为主的新物相,破坏载钪矿物的晶体结构,为铁、钪分离创造有利条件。试验结果表明:在离析焙烧温度950℃、离析焙烧时间60 min、氯化钠用量10%、焦炭用量15%、焦炭粒度–0.5～0.25 mm、弱磁选磁场强度H=0.12 T、弱磁选磨矿细度为0.045 mm占95%、盐酸用量30%、浸出温度55℃、浸出时间120 min、浸出液固比R=2∶3的综合工艺条件下,获得了铁品位为73.99%,含钪5.22 g/t,铁回收率为88.99%的铁精矿;钪浸出率为96.78%,浸出渣中的钪含量为6.37 g/t,铁、钪分离效果显著。MLA、SEM、EPMA分析结果显示:含钪赤泥经过氯化钠离析焙烧后,铁从赤铁矿(Fe_2O_3)转变为以金属铁(Fe)、磁铁矿(Fe_3O_4)为主的新铁物相及少量的氧化亚铁(FeO)、硅酸铁(Fe_2SiO_4);浸出渣主要成分为SiO_2、CaO、Al_2O_3,与浸出前相比较,CaO、Al_2O_3降低比较明显,浸出渣中没有明显的Sc谱线峰值,这表明弱磁选尾矿经盐酸浸出后,钪绝大部分被溶解掉进入浸出液中,且钪的溶解较为彻底,也进一步验证了含钪赤泥采用氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪比较合理,且铁、钪分离效果显著。     

从少铕氯化稀土中提取氧化铈的研究

少铕氯化稀土溶液用碳酸钠及助沉剂沉淀,沉淀物经500℃焙烧一小时,铈的氧化率大于95％。焙烧物用稀硫酸浸出,浸出液用P_(204)-煤油萃取四价铈。负载有机相经还原反萃,草酸沉淀,高温灼烧。灼烧物光谱分析结果表明,氧化铈的纯度达99.95％,萃余水相用复盐碱转盐酸溶解制备少铈富镧氯化稀土。     

氯盐法从含硫铅渣中回收铅

铅渣既是污染环境的有害物质，也是二次资源。本文采用ＮａＣｌ－ＦｅＣｌ３－ＣａＣｌ２酸性体系．对铅渣的浸出进行了研究，有效地解决了在大量元素硫存在下提取铅分离硫的问题。     

硫酸亚铁还原银锰共生矿提取银的工艺研究

银锰矿是一种重要的含银矿物资源,综合回收其中的有价金属有重要的意思.论文研究了先利用硫酸亚铁还原浸出锰,再用氯离子络合提银的全湿法处理工艺,考查了反应温度、时间、试剂用量等主要因素在两段过程中分别对锰和银浸出效果的影响,在最佳条件下得出了锰的浸出率达98%和银的浸出率达92%的结果.     

硼铁矿中硼镁铁的硫酸法共浸出研究

提出一种采用硫酸酸浸硼铁矿使其中的硼、镁和铁元素共同浸出的方法．硫酸酸浸硼铁矿时,主要是与矿物中的硼镁石[Mg（BO2）（OH）]、磁铁矿[Fe3O4]、蛇纹石[Mg3Si2O5（OH）4]反应．通过热力学分析,验证采用硫酸共溶硼铁矿中的硼、镁和铁元素的可行性,并考察硫酸浓度、液固比、酸浸时间和酸浸温度对酸浸的影响,确定硫酸酸浸硼铁矿的最佳工艺条件：硫酸的质量分数30％,液固比（质量比）8：1,浸出温度90℃,浸出时间120min,搅拌速度大约100r／min．在最佳浸出条件下,硼铁矿中的硼、镁和铁元素的浸出率分别达到99．0％,91．0％,92．9％以上,达到了硼铁矿中硼、镁和铁元素共浸出的目的．     

用硫酸盐法从锂云母中浸取锂

以锂云母精矿为原料,考察了用硫酸盐法浸取锂时的煅烧温度、煅烧时间、酸矿质量比、酸化焙烧时间等影响因素。结果表明：适当升高煅烧温度、增加煅烧时间、增大酸矿质量比、增加焙烧时间均有利于锂的溶出。最佳反应条件为：950℃煅烧2h,浓硫酸酸化焙烧3h,酸矿质量比为1．5：1,在此条件下锂的溶出率可达到96．95％。     

机械活化法强化液晶显示器中铟浸出的动力

以废液晶显示器(Liquid Crystal Display,LCD)面板为原料,介绍了利用机械活化手段强化LCD面板中铟浸出的方法,研究了机械活化法对浸出铟的影响,以及活化后浸出铟的动力学规律。研究结果表明,机械活化法可有效强化LCD中铟的浸出反应。物料经机械活化后,化学活性提高,反应速度加快,表观活化能和表观反应级数均降低。活化30和60 min后的浸铟表观活化能由未活化时的70.2 k J/mol分别降低至53.3和39.7 k J/mol,表观反应级数由原来的1.21分别降低至0.98和0.89。     

络合剂对废印刷线路板元器件中金属银的浸出

用络合法浸出废弃印刷线路板元器件中的金属银。主要研究了络合剂浓度、氧化剂浓度、反应温度、浸出时间对浸出效果的影响,使用电感耦合等离子体原子发射光谱法对样品进行分析。实验结果表明,废弃印刷线路板元器件中金属银的最佳浸出条件为:络合剂浓度25 g/L,氧化剂质量分数30%,反应时间2 h,反应温度308 K,浸出率达到80.95%。     

微波辅助加压浸取枳椇中总黄酮

采用单因素实验和正交实验进行了微波辅助加压浸取枳椇中总黄酮的研究。获得的最优工艺条件为:微波功率700 W、乙醇水溶液质量分数50%、压强131.733 kPa和液固比10 mL/g,在此条件下,总黄酮提取率高达97.28%,比常压浸取装置的提取率提高了22%。自行设计和制造的微波辅助加压浸取     

铅置换法从氯盐浸出液中回收银的研究

热力学分析表明,从氯盐浸出液中用铅置换银较为有利。试验了置换时间、温度和料液 PH 对银置换率的影响,获得了最宜的置换条件:2～3小时,70～75℃和 PH0.8～1.5。在最宜条件下,在小试和扩大试验中,银的置换率均大于98%,从银泥到制取金属银锭,试验了四种工艺路线,经综合比较,确定以 H_2SO_4-NaCl-NaClO_3转化路线为最佳。银转化成氯化银留于固相,接着进行液固分离;加氨水于固相,溶解氯化银;然后用水合肼处理溶液以还原银;并过滤、干燥沉淀,用碳酸钠和硼砂作熔剂,于1050～1100℃熔炼,得到纯度大于99%的银锭,银的总回收率大于95%。     

酸浸法从钨渣中回收铌、钽、钨

研究了钨渣的酸浸法优化处理工艺,在40℃条件下,分别用HCl和H2SO4处理50 g钨渣10m in:15%HCl溶液中Ta2O5、Nb2O5与WO3的回收率分别为86.1%、75.3%和73.9%,Ta、Nb、W分别富集了8~10倍;而在30%H2SO4中的回收率分别为95.2%、68.5%和79.8%,Ta、Nb、W仅富集了4倍左右。这是由于Ta、Nb盐类在HCl、H2SO4中的溶解度有差异,导致了Ta、Nb不同的回收率。     

产氰混合菌浸出废弃线路板中金的实验研究

利用荧光假单胞菌和绿脓杆菌混合生物浸取废弃线路板中的金元素,通过产氰细菌在生长代谢中产生的次生代谢物CN-与废弃线路板粉末中的金发生络合反应,生成可溶性的金络合物,从而将线路板中的金浸取出来.由于浸金过程存在多种影响因素,本实验选用了混合接种比例、菌液加入量、粉末投加量以及NaCl浓度等因素进行了浸金实验,通过控制各单...