N236-HSCN体系萃取分离锆铪的盐效应研究

以乙酸戊酯作为稀释剂,采用N263-HSCN体系对锆、铪进行萃取分离,分别研究了(NH4)2SO4、NH4Cl、NH4NO3、NaCl和MgCl2等盐析剂的种类和浓度对锆与铪萃取分离的影响。结果表明,N263-HSCN体系分离锆、铪时优先萃取铪,该体系中SCN-的稳定性要比MIBK-HSCN体系强。不同阳离子的盐析剂对锆和铪的萃取率影响顺序为：NaCl>MgCl2>NH4Cl,对分离系数影响不大。不同阴离子的盐析剂对锆的萃取率顺序为：NH4NO3>NH4Cl>(NH4)2SO4,铪的萃取率顺序为：(NH4)2SO4>NH4Cl>NH4NO3,而分离系数顺序为：(NH4)2SO4>NH4Cl>NH4NO3,与阴离子的水合能力强弱顺序一致。当(NH4)2SO4加入量为0.6 mol/L时,分离系数达18.56,此时对锆和铪的萃取率分别为41.72%和93%。     

PEG-PVP组合表面活性剂-(NH4)2SO4-H2O双水相体系萃取Eu3+的研究

研究了聚乙二醇1500-聚乙烯吡咯烷酮(PVP,K30)组合表面活性剂水溶液在(NH4)2SO4存在下形成双水相体系的条件;讨论了以偶氮氯磷Ⅲ作萃取剂,在该萃取体系中Eu3+、Pb2+、Cu2+的萃取行为.在一定pH条件下实现了Eu3+-Pb2+、Eu3+-Cu2+的定量萃取分离与测定.初步探讨了组合表面活性剂相的萃取机理.     

PEG-PVP组合表面活性剂-(NH4)2SO4-H2O双水相体系萃取Eu3+的研究

研究了聚乙二醇1500—聚乙烯吡咯烷酮(PVP,K30)组合表面活性剂水溶液在(NH4)2SO4存在下形成双水相体系的条件;讨论了以偶氮氯磷 作萃取剂,在该萃取体系中Eu3+、Pb2+、Cu2+的萃取行为。在一定pH条件下实现了Eu3+-Pb2+、Eu3+-Cu2+的定量萃取分离与测定。初步探讨了组合表面活性剂相的萃取机理。     

Tween80-(NH4)2SO4-H2O体系萃取镉的研究

研究了在有（NH4）2SO4存在条件下形成液固体系的条件及形成的螯合物在两相间的分配行为,也研究了用Tween80萃取分离镉。结果表明,用Tween80萃取镉,体系中加入（NH4）2SO4、结晶紫和碘化钾,有机相与水相不仅分相较好,而且铬萃取率达到98％以上。     

聚乙二醇-偶氮胂Ⅲ萃取光度法测定锆的研究

研究了偶氮胂Ⅲ (ArsenazoⅢ )作萃取剂和显色剂 ,在聚乙二醇 (PEG) - (NH4) 2 SO4-ArsenazoⅢ体系中的非有机溶剂萃取光度法测定锆。将络合物从 0 2 5mol/LHCl水溶液中萃取到PEG相 ,其最大吸收波长位于660nm ,ε =1.90× 1 0 4 和 1.70× 1 0 4 。Zr 的线性范围为 0～ 3 0 μg/mL和 3 0～ 5 0 μg/mL ,锆与ArsenazoⅢ的配位比为 1∶2。方法用于镁锌合金及铝合金中锆的测定 ,获得满意结果。     

非有机溶剂萃取光度法测定镍的研究

研究了亚硝基R盐 (nitrosoRsalt)作为萃取剂和显色剂 ,在聚乙二醇 (PEG) nitrosoRsalt (NH4 ) 2 SO4 体系中的非有机溶剂萃取光度法测定镍。将nitrosoRsalt Ni(Ⅱ )配合物从pH 5 .8(HAc NaAc缓冲溶液 )的溶液中萃取至PEG相 ,其最大吸收波长位于 490nm ,摩尔吸光系数为 1.40× 10 4 L·mol- 1 ·cm- 1 ,Ni(Ⅱ )的线性范围为 0～ 3 0 μg·ml- 1 ,Ni(Ⅱ )与nitrosoRsalt的配合比为 1∶3。此方法用于铝合金中镍的测定 ,获得满意结果。     

聚乙二醇—偶氮伸Ⅲ萃取光度法测定锆的研究

研究了偶氮胂Ⅲ (ArsenazoⅢ )作萃取剂和显色剂 ,在聚乙二醇 (PEG) - (NH4) 2 SO4-ArsenazoⅢ体系中的非有机溶剂萃取光度法测定锆。将络合物从 0 2 5mol/LHCl水溶液中萃取到PEG相 ,其最大吸收波长位于660nm ,ε =1 90× 1 0 4 和 1 70× 1 0 4 。Zr 的线性范围为 0～ 3 0 μg/mL和 3 0～ 5 0 μg/mL ,锆与ArsenazoⅢ的配位比为 1∶2。方法用于镁锌合金及铝合金中锆的测定 ,获得满意结果。     

协同萃取法回收地浸采铀工艺树脂中铼

介绍了伯胺和磷酸三丁酯协同萃取回收铼的实验研究,考察了水相初始pH值、萃取剂组成、相比(O/W)对铼萃取率的影响.结果表明:协同萃取体系在pH 2～10范围内铼的萃取率均在97％以上,但酸性条件下伯胺N1923溶解损失较大,水相初始pH9.5为最佳萃取酸度,以有机相30％ N1923-50％TBP-20％磺化煤油萃取铼效果最佳,并采用3％ NaOH反萃铼,萃取和反萃相比均控制1:1.铼的萃取率可达99％以上,反萃率达97％以上.萃取分配比随水相中铼初始含量增大而越大,水相中大量铀的存在不影响铼的萃取,硝酸根的存在对铼的萃取率也影响较小.硫酸地浸采铀工艺中,铀和铼分别以[ UO2 (SO4)2]2-,[ UO2 (SO4)3]4-,ReO4-阴离子形式转入地浸渡,同时被阴离子交换树脂D231吸附.适采用一定浓度硝酸盐或氯化物解吸铀工艺树脂中的铀,以10％ NH4NO3-8％ NH4OH解吸树脂中的铼.伯胺和磷酸三丁酯协同萃取法可有效用于铀工艺树脂解吸液中铼的回收,从而为铀矿中铼的回收进一步工业试验提供参数.     

高碱性脉石低品位混合镍矿氧压浸出行为与机制研究

研究了氧压氨浸条件下高碱性脉石低品位混合镍矿在NH3-(NH4)2SO4-H2O体系中的浸出行为与机制.结果表明:在氧分压1.3 MPa、浸出温度120℃、总氨浓度8 mol/L、c(NH3)∶c((NH4)2SO4)=1.5∶1、液固体积质量比10∶1、浸出时间2h条件下,镍浸出率达70.86％,其中以氧化镍和硫化镍形式存在的镍浸出率达93％,而赋存于硅酸盐晶格中的镍因热力学原因不能被浸出.     

铈改性固体超强酸SO2-4/Sb2O3的制备及催化性能研究

以SbCl3为原料经醇化水解制 Sb2O3前体氧化物,通过浸渍一定量的(NH4)2SO4和掺杂Ce4+制备了一种新型催化剂SO42-/ Sb2O3/Ce4+ .以催化合成乙酸苄酯为探针反应,考察了(NH4)2SO4的浓度、Ce(NO3)4 的浓度、焙烧温度等因素对其催化性能的影响,并采用IR、TG/DTA、Hammett法等对其进行表征.结果表明,1.5 mol·L-1的(NH4)2SO4和含Ce(NO3)4 2.8%的混合液浸渍锑前体氧化物,经110℃烘干后,于350℃焙烧2 h所得的催化剂活性最好,其酯化率达到97%..     

从酸性淋洗液中萃取提金

某黄金冶炼渣经过高温氯化焙烧处理,金以氯化物的形式挥发到烟尘中,后续被冷却塔喷淋收集,获得金含量1.21mg/L的酸性淋洗液。采用溶剂萃取的方法回收酸液中的金,研究了萃取剂种类、萃取剂浓度、相比、温度、时间对金萃取率的影响。结果表明:以浓度90%的二丁基卡必醇为萃取剂,在常温、相比O/A=1/4、1 600r/min振荡10min后金的萃取率可达到99.01%,再用草酸进行反萃可制得海绵金产品。     

从高酸低浓度尾液中萃取金的试验

试验研究了二丁基卡必醇(DBC)从含金约20 mg/L的HCl-HAuCl4溶液中萃取金的方法。通过分析有机相组成、萃取时间、温度、相比对萃取金的影响,获得萃取金的基本规律,实际生产含金19 mg/L的料液,萃取回收率为97.01%。试验结果显示DBC能有效萃取低浓度金。     

用三烷基氧化膦从氰化浸出液中萃取低浓度金

研究了三烷基氧化膦(TRPO)-磷酸三丁酯(TBP)-煤油萃取体系对氰化浸金液中低浓度金(Ⅰ)的萃取和反萃取能力,结果表明,尽管TRPO体系中添加TBP对金(Ⅰ)的萃取率影响很小,但一定量的TBP能提高体系的反萃效果。考察了料液pH值、硫酸锂浓度等因素对萃取率的影响,探讨了不同的反萃温度、反萃相比对负载有机相中金(Ⅰ)的反萃效果。结果表明,采用TRPO-TBP-煤油组成的有机相,对金(Ⅰ)质量浓度为9.5 mg/L、盐析剂硫酸锂浓度为1.0 mol/L的碱性氰化液在相比A/O=1∶1条件下进行萃取时,金(Ⅰ)的单级萃取率可达95%以上;反萃温度越高,相比(A/O)越大,反萃效果越好,可以将大部分金(Ⅰ)反萃出来。     

New Environment-Friendly Approach for Bastnasite Metallurgic Treatment (I): Extraction of Tetravalent Cerium from Sulphuric Acid Medium with Di(2-ethylhexyl) Phosphoric Acid

Bastnasiteisamainsourceofrareearthproducts inwhichCeO2/REOisabout50%.Atpresent,a cidity leachingcombinedwithalkali conversion method[1]iscommonlyusedinthebastnasitetreat ment.Thismethodisunfriendlytotheenvironment becausetheradioactiveelementofthoriuman…     

某毒砂金矿硫氰酸盐氨性体系加压氧化提金探索试验

对某毒砂金矿进行了硫氰酸盐氨性体系氧压提取金的探索试验,考察了反应温度、Cu2+浓度、浸出时间、液固比、氨水浓度、氧分压和硫氰酸铵浓度等对金浸出率的影响。结果表明,在下述优化条件下金浸出率为61.7%,即硫氰酸铵浓度3mol/L,液固比5∶1,反应温度150℃,浸出时间6h,搅拌速度750r/min,氨水浓度4.64mo/L,铜加入量1.5g/L。而经400℃焙烧预处理后金浸出率达到86.2%。     

Study on Pre-oxidation of a High-Arsenic and High-Sulfur Refractory Gold Concentrate with Potassium Permanganate and Hydrogen Peroxide

For arsenic-containing refractory gold concentrate, gold recovery by leaching is extremely difficult due to the encapsulation of gold in arsenopyrite and pyrite. In this work, the pre-oxidation of a high-arsenic and high-sulfur refractory gold concentrate in the acidic potassium permanganate or hydrogen peroxide solutions has been investigated. The studied parameters include pre-oxidation time, acidity, pre-oxidation temperature, ethylene glycol addition and oxidant concentration. When potassium permanganate of 0.25 mol/L is used as oxidant, 61.4% of arsenic and 51.8% of iron can be removed, respectively. The results of kinetics analysis indicate that the oxidative dissolution of arsenopyrite during the pre-oxidation process is controlled by the product layer diffusion, with an activation energy of 7.92 kJ/mol. The stability of hydrogen peroxide can be significantly improved by increasing both sulfuric acid concentration and ethylene glycol addition when hydrogen peroxide is used as oxidant. Under optimum conditions, arsenic removal ratio of 57.2% and iron removal ratio of 51.9% have been achieved with hydrogen peroxide of 2.5 mol/L, sulfuric acid of 0.75 mol/L and ethylene glycol of 30 mL/L. The gold extraction of refractory concentrate is only 11.5% in the copper–ammonia–thiosulfate leaching solutions without pre-oxidation. A gold extraction of 71.8% and significant decrease in thiosulfate consumption from 28.2 to 5.7% have been observed for the concentrate after pre-oxidation.     

黄金冶炼废水铜的萃取回收

采用萃取工艺从黄金冶炼废水中回收铜,考查了萃取剂浓度、相比O/A、混合时间、pH值等因素对铜萃取率的影响,获得优化工艺条件:萃取剂浓度为20%,相比O/A=2:1,混合时间为3 min,pH值1.5～2。在优化工艺条件下开展了工业试验,铜萃取率可达95%以上,反萃液铜离子浓度可达到36 g/L以上,满足铜电积工序要求,实现了铜的高效回收。     

氰化尾渣硫脲浸金试验

采用硫脲法浸金工艺对某难处理氰化尾渣进行浸出试验。结果表明,在液固比3∶1,pH=1～1.5,硫脲浓度2kg/t,温度60℃,浸出6h时,金浸出率可达82.30%。     

含铜金矿石氨氰体系浸金机理研究

对于金以非包裹形式存在的含铜金矿石,直接氰化虽然能取得较高的金浸出率(92%),但氰耗高(130 kg/t),而且氰化物耗量并不与铜的浸出量成线性关系。氨氰体系浸金可以得到较高金浸出率的同时,降低氰化物耗量。该体系中最佳氨氰比为3∶1,最大的氰化钠用量为14.7 kg/t,继续增大氰化钠用量,金的浸出率并不明显增高,而过量的氨则会导致试样中铜的快速溶解,同样不利于金的浸出。试样中的可溶性铜使浸出液中的Cu2+浓度满足氨氰体系浸金的要求,过量的Cu2+对浸金不利。研究结果表明,氨氰体系浸出金的机理可能是铜氨络离子充当氧化剂,而氰铜络离子(以Cu(CN)32-为主)充当浸金剂,浸出液中铜浓度和金浓度变化的四个阶段支持了此浸金机理。