季铵盐N263萃取分离钨酸钠中的钒

采用溶剂萃取法从含钒钨酸钠溶液中选择性萃取分离V。考察了萃取体系组成、料液初始pH值、萃取相比、振荡时间、温度等因素对萃取效果的影响,并确定了萃取级数和反萃体系,考察了萃取剂循环使用效果。实验结果表明,采用组成(体积分数)为20%N263+40%仲辛醇+40%磺化煤油的有机相体系,对初始pH值为8.70、WO3浓度为66.21g/L、V2O5浓度为11.46g/L的料液进行萃取分离V,在相比O/A为1/2.5及室温条件下,经过6级逆流萃取,V2O5萃取率达到99.90%以上,WO3的共萃率仅8.00%左右,萃余液中V2O5浓度可降至10 mg/L以下;负载有机相用1.5mol/L NaCl+2mol/L NaOH溶液反萃,在相比O/A为3/1及室温条件下,V2O5单级反萃率可达95.24%,WO3单级反萃率为100%。萃取剂在循环使用过程中对钒钨的萃取效果基本不变。     

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。     

从废钒催化剂酸浸液中萃取钒

研究了用TOA作萃取剂从废钒催化剂酸浸液中萃取钒,考察了各影响因素对钒萃取率的影响,确定了最佳萃取参数。试验结果表明:用10%TOA+4%癸醇+86%磺化煤油作萃取剂,在水相pH=2.5、有机相与水相体积比(Vo∶Va)=1∶3、萃取时间2.5min、静置时间5min条件下,钒的单级萃取率高达95.2%;用0.6mol/L Na2CO3溶液进行2级反萃取,钒的反萃取率在99%以上;反萃取液可直接沉淀钒,产品V2O5质量达到GB3283—1987冶金99级标准。萃余液可集中处理。该工艺简单,综合效益显著。     

氯盐体系铟萃取富集试验

针对氯盐体系铟的萃取进行萃取体系、酸度、萃取剂浓度、相比和时间条件试验,对反萃过程中关键影响因素盐酸浓度进行试验。最佳萃取工艺参数为:有机相30%P204、相比(O/A)=1/3、皂化率60%、初始水相pH=0.5、室温混合5min;铟一级萃取率能够达到97.01%,三级逆流萃取能够稳定达到99.5%。反萃工艺参数为相比10/1、盐酸浓度3mol/L、室温混合5min,一级反萃率75.52%,三级反萃率达到100%。经萃取、洗涤、反萃后,铟回收率达到96.8%。     

废石化催化剂萃钒余液中钼的回收

采用N235+仲辛醇+磺化煤油萃取体系+氨水反萃体系对废石化催化剂萃钒余液进行钼的回收研究,考察了各因素对钼萃取率和反萃率的影响,并获得优化条件,同时对钼反萃液进行钼酸铵产品的制备。结果表明：在萃取条件为初始pH 2.0、萃取体系20%N235+5%仲辛醇浓度+75%磺化煤油、萃取相比O/A=1/5、萃取时间5 min的条件下,Mo萃取率达到99.23%;反萃条件为反萃相比O/A=5/1、氨水体积浓度15%、反萃时间3 min, Mo反萃率达到99.36%,反萃液中Mo浓度可满足沉钼要求;反萃液采用酸沉结晶法制备钼酸铵产品,钼以四钼酸铵产品析出,产品纯度为99.62%,达到了GB/T 3460—2007-MSA-3标准。     

HBL110从红土镍矿加压浸出液中萃取镍的研究

使用新型萃取剂HBL110从红土镍矿硫酸加压浸出液中直接萃取镍,考察了萃取剂浓度、平衡pH、相比对镍萃取的影响,并绘制HBL110萃镍等温线。结果表明,在有机相体积组成为50%HBL110+50%磺化煤油,料液pH为2.5,有机相皂化率60%,相比O/A=1/1,萃取时间5min,温度30℃的条件下,镍的单级萃取率达到96%,采用相比O/A=1/2,镍的5级逆流萃取率达到99%。负载有机相使用稀酸洗涤后,按照时间10min、相比O/A=4/1、温度30℃、硫酸浓度100g/L的优化条件进行4级逆流反萃,镍反萃率达到98.5%,反萃液镍浓度达到40g/L,且反萃液杂质含量低。     

石煤氧压酸浸液萃钒除铁工艺研究

研究了从石煤氧压酸浸液中萃钒除铁的工艺过程,从萃取和反萃的相比、试剂组成、pH值、澄清时间等方面进行了详细试验.研究表明:浸出液经中和还原处理后,采用10%P204+5%TBP+85%煤油萃取钒时.经六级逆流萃取后萃取率为95%以上;负载有机相用15%H2SO4反萃时,经五级逆流反萃后反萃率可达99%以上.经萃取后,浸出液中的钒可富集到37 g·L-1以上,铁可缩减至以O.6 g·L-1以下,反萃水相中钒铁质量比大于60,钒铁分离效果较好.     

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.      

叔胺N235从石煤酸浸液中分离富集钒

研究了用叔胺N235从石煤硫酸浸出液中萃取钒工艺,考察了萃取剂组成、萃原液p H值、萃取时间,反萃取剂组成、反萃时间等因素对萃取率及反萃率的影响,并探究了萃取与反萃过程中钒离子与杂质离子的分离效果。试验结果表明:对于钒质量浓度为1.89 g·L~(-1)的含钒酸浸液,用20%N235+5%TBP+75%磺化煤油作萃取剂,在p H为1.7、相比O/A=1∶3条件下萃取2 min,钒单级萃取率在90%以上,经过两级逆流萃取,钒的总萃取率达到98%以上;对于负载9.92 g·L~(-1)钒的有机相,用6%Na_2CO_3溶液作反萃剂反萃钒,控制相比O/A=3∶1,反萃时间4 min,钒的单级反萃率达58%,经过两级反萃取,钒的反萃率达到99%以上,同时与杂质离子有较好的分离效果,其中对铁、铝、镁的总去除率达到99%以上,对磷、硅的总去除率达到60%以上。该反萃液通过铵盐沉钒后所得五氧化二钒产品质量达到YB/T 5304-2011冶金98级标准。     

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。     

从含钒酸浸液中萃取高纯度五氧化二钒的工艺研究

综合钒渣钙化焙烧硫酸浸出液的溶液特性及其钒浓度低、杂质离子繁多的特点,采用溶剂萃取法制得了高纯度五氧化二钒。对钒渣钙化焙烧硫酸浸出液萃取过程、洗涤过程、反萃过程、酸性铵盐沉钒过程进行了系统研究,旨在探索出一种从钒渣钙化焙烧硫酸浸出液中清洁高效提取高纯五氧化二钒的新工艺,为高纯度五氧化二钒技术开发与未来的生产实践提供数据支撑。结果表明:在较优的工艺条件下,制得的精钒品位高达99.991 5%,整个工艺的钒回收率达到88.78%。     

溶剂萃取法从含钒浸出液中提钒的研究进展

提钒原料、浸出工艺及浸出条件等将决定浸出液中钒的存在形态及净化方法.溶剂萃取法可有效净化回收浸出液中的钒，具有处理量大、选择性高、可回收利用、产品纯度高等优点，在钒冶金中得到越来越广泛的应用.笔者针对不同提钒原料所得到的含钒浸出液，综述了各类萃取剂以一定萃取机制从中萃取钒的研究现状.讨论了萃取过程中溶液pH值、协萃剂、萃取时间、杂质元素及萃取预处理等因素对钒萃取分离的影响，并介绍了溶剂萃取法从含钒浸出液中提钒新技术，提出了钒溶剂萃取技术的未来发展方向.      

石煤提钒废渣再利用的工艺研究与选择

分别对某石煤提钒水浸废渣和酸浸废渣开展了再提取钒的试验研究。结合工艺矿物学分析,认为废渣的综合回收利用率不大。提钒试验结果证明:在低酸搅拌浸出的条件下,水浸废渣钒浸出率约为38%,酸浸废渣钒浸出率约为28%;在较优的液固比条件下,两种渣的浸出液浓度均可达到0.9~1.2 g/L,可实现两种废渣中钒的再回收。同时,对废渣再提钒经济效益估算得知,在采取简单工艺条件时,具有一定的经济效益。     

石煤提钒工艺现状及发展趋势

介绍了石煤资源的分布情况及工艺现状,分析了各种提钒工艺的优缺点.根据石煤提钒的发展历程及其研究现状,指出石煤提钒工艺的发展趋势呈现出以下特点:①石煤提钒矿石分解优选酸分解工艺;②石煤酸浸液中分离富集钒工艺多元化;③石煤提钒产品多样化;④石煤提钒工艺过程多元素综合回收集约化.     

高浓度H_2SO_4体系中Cl~-和SO_4~(2-)对N235萃取钒的影响

采用加盐萃取法从高酸浸出液中直接分离富集钒,考察了酸度、N235浓度、氯化钠浓度、硫酸钠浓度对N235萃取分离高浓度硫酸溶液中钒的影响,并确定了萃合物的结构。结果表明,Cl~-和SO_4~(2-)对硫酸体系钒的萃取均有一定提高,但Cl~-的作用效果更显著。在不加盐的条件下,采用20%N235为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,硫酸浓度1mol/L,萃取时间10min,相比A/O=1∶1,经单级萃取,硫酸体系中钒萃取率仅为30%左右;加入一定量的NaCl、Na_2SO_4后,钒萃取率分别达到80%、47%。Cl-作用于硫酸体系时,与钒以离子缔和形式形成萃合物(R_3N)_x·(VO_2~+·Cl~-)_y;SO_4~(2-)的加入可促进VO_2SO_4~-的形成,使萃取率提高。     

石煤提钒浸出过程研究现状与展望

介绍了我国钒资源以及石煤的分布情况,指出了石煤提钒的难点和关键,综述了国内主要石煤提钒浸出过程的工艺条件、应用情况及各自的优缺点。空白焙烧-低酸浸出成本低、钒的浸出率高、污染少,但该技术不具有普适性;石煤碱浸出提钒、钙化焙烧提钒及石煤高酸浸出提钒,污染少,都能够获得高钒浸出率,但高的浸出成本,限制了其应用。钠化焙烧提钒普适性强,钒浸出率高,浸出液中钒的提取过程简单,在焙烧过程添加固氯剂后,产生的Cl2和HCl气体能够75%以上被固化下来,可大大降低烟气治理的成本。     

Extraction of vanadium from black shale using pressure acid leaching

The extraction of vanadium from black shale was attempted using pressure acid leaching. The effects of the several parameters which included reaction time, concentration of sulfuric acid, leaching temperature, liquid to solid ratio and concentration of additive (FeSO₄) upon leaching efficiency of vanadium were investigated and a two-step counter-current leaching approach was developed. The results showed that the leaching efficiency of vanadium in the two-step process could reach above 90%. Vanadium was effectively separated and enriched by solvent extraction after leachate pretreatments, including the reduction of Fe³⁺ and adjustment of pH value. The extraction and stripping yields of vanadium were both > 98%. Ammonia was added to a stripping liquor to precipitate vanadium and then the ammonium poly-vanadate produced was calcined at 550 °C for 3 h to produce the high purity V₂O₅ powder. The overall yield of vanadium through all process stages was about 85%.     

Extraction of vanadium from direct acid leach solution of converter vanadium slag

Direct acid leaching of converter vanadium slag by titanium dioxide waste is eco-friendly and efficient, but with low selectivity. This novel technique can result in a vanadium solution which contains chromium(III), aluminium(III), magnesium(II), manganese(II) and high amount of iron(II) and iron(III). Bis (2-ethylhexyl) phosphoric acid (D2EHPA) and tri-butyl-phosphate (TBP) diluted with sulphonated kerosene were applied for vanadium extraction from the multi-element leach solution. The effects of the initial pH, concentration of D2EHPA, ratio of organic to aqueous phase, and the extraction time on the extraction efficiency of vanadium were investigated in saponification and unsaponifiable systems, respectively. The results showed that the vanadium extraction percentage can be up to 97% and the iron extraction percentage can be less than 10% in a thirteen-stage counter-current simulation test and the separation coefficient between vanadium and iron can reach to 109.8. Furthermore, vanadium(IV) can also be separated from other impurities such as aluminium(III), magnesium(II), manganese(II), chromium(III) efficiently. The loaded organic phase was stripped by 184?g?L^?1 sulphuric acid solution in a three-stage counter-current stripping process and with the total vanadium stripping percentage of greater than 99.5%. In the end, the vanadium pentoxide products with a purity of 99.14% were obtained.     

酸浸-萃取-氨沉淀法从石煤钒矿中提取钒

采用氧化焙烧脱炭-硫酸氧化浸出-P204+TBP溶剂萃取-氨水沉钒的工艺方法,从江西某石煤钒矿中提取V2O5,考察了硫酸用量、萃取及反萃次数、反萃液pH值对工艺过程的影响。试验结果表明:钒矿破碎后在硫酸溶液中用氯酸钠进行氧化浸出,钒的浸出率可达到96%以上;用P204+TBP溶剂萃取和稀硫酸溶液反萃,再用氨水沉淀钒,最终得到纯度98.0%以上的V2O5产品;从石煤钒矿到V2O5的总收率可达86.14%～93.09%。该工艺对钒的回收效果明显,操作简单,生产成本低,对环境污染较小。