HBL101从高浓度硫酸溶液中萃取锗的研究

针对现有锗萃取剂的弊端,采用HBL101从高浓度硫酸体系中萃取锗,分别考察了料液酸度、萃取剂浓度、时间、相比、温度等因素对锗萃取及反萃的影响并绘制出等温线。结果表明,在最佳条件下,采用体积分数为15%的HBL101+磺化煤油作为有机相(相比O/A=1∶1),经过4级逆流萃取,锗萃取率可达到98.32%;负载有机相用150g/L NaOH溶液反萃(相比O/A=8∶1),经过6级逆流反萃,锗反萃率达98%以上。     

从铟锗置换渣中提取锗的有关研究

对储萃取剂中Ｐ２０４与煤油的最佳配比进行了研究。结果表明,当溶剂中Ｐ２０４与煤油的配比由以往的１：４改为１：９时,锗萃取率则由９５＾提高到９８％以上,杂质铁萃取率由１０％降至５％。该配比还降低了萃取溶剂的密度与粘度。从而提高了溶剂萃取的分相速度,且改善了有机相的流动性。     

炼锌置换渣提锗试验

以某冶炼厂的湿法置换渣为原料,采用浸出—萃取—反萃—煅烧的工艺提取锗,考察了萃取与反萃取影响因素对提锗效果的影响。结果表明,在以N235为萃取剂,相比O/A=0.5,酒石酸与锗的摩尔比为5,萃取体系pH=2.5,萃取温度25℃,以及反萃剂NaOH浓度2.5 mol/L,相比A/O=0.5,反萃温度30℃,反萃时间15 min的条件下,锗的萃取率与反萃率均大于98%;用硫酸调节反萃液pH为9,使Ge完全水解后,经过滤、洗涤,高温煅烧得到Ge含量为18.26%的Ge精矿。     

HBL101从镍钼矿焙烧料高酸浸出液中直接萃取钼的研究

采用新型萃取剂HBL101从镍钼矿焙烧料高酸浸出液中直接萃取钼。考察有机相组成、料液酸度、相比、振荡频率、平衡时间、温度对钼萃取过程的影响,并绘制了HBL101萃钼等温曲线。结果表明,在优化的工艺条件下,钼萃取率达96.8%以上,有机相饱和容量为12.09g/L;负载有机相用纯水洗涤后经3级逆流氨水反萃,钼反萃率达99.9%以上,实现了钼镍分离及钼的富集转型。     

关于N235—酒石酸体系萃取分离锗锌的研究

Ｎ２３５－酒石酸萃取体系能很好地从硫酸锌浸出液中分离锗锌。经五级逆流萃取后，锗的萃取率为９９％以上，而Ｚｎ＾２＋、Ｆｅ＾２＋等基本不被萃取。用ＮａＯＨ反萃，锗的反萃率达到１００％，反萃液调ｐＨ＝８￣１０进行水解或在ｐＨ＝１２添加Ｚｎ＾２＋、Ｃａ＾２＋、Ａｌ＾３＋等可制得含锗达１２％以上的锗精矿。     

株冶从铟锗换渣中提取锗的技术进步

介绍了株冶近几年来从湿法炼锌的铟锗转换渣中提取的技术进步重点介绍了作者对铑萃取剂中Ｐ２０４与煤油的最佳配比的研究研究结果表明，当溶剂中Ｐ２０４与煤油的配比由以往的１：４改为１：９时，锗萑取率则为９５％提高到９８％以上，杂质铁萃取率由１０％降至５％该配比还降低了萃取溶剂的比重与粘度从而提高了溶剂萃取的分相速度，且改善了有机相的流动性生产实践证明了上述结果。     

离心萃取氧化锌酸浸液中铟锗新工艺的研究

本文分析了富集苹取工艺从氧化锌中回收 In、Ge 所存在的问题,论述了离心萃取新工艺的原理、方法及其效果,指出了完善新工艺的技术途径。     

关于N235－酒石酸体系萃取分离锗锌的研究

Ｎ２３５－酒石酸萃取体系能很好地从硫酸锌浸出液中分离锗锌。经五级逆流萃取后，锗的萃取率为９９％以上，而Ｚｎ２＋、Ｆｅ２＋等基本不被萃取。用ＮａＯＨ反萃，锗的反萃率达到１００％，反萃液调ｐＨ＝８～１０进行水解或在ｐＨ＝１２添加Ｚｎ２＋、Ｃａ２＋、Ａｌ３＋等可制得含锗达１２％以上的锗精矿。     

从株洲冶炼厂氧化锌浸出液中萃取分离锗

株冶化锌浸出液中含有约３０ｍｇ／Ｌ的锗，本试验采用化学稳定性高的萃取剂和高铲且能循环使用扳萃取剂，以及先进的萃取设备经三级萃取，一级反萃取，锗的萃取雍 反萃取率分别达到９５％和９９％，粗ＧｅＯ２产品含锗３０％ 。     

从株洲冶铁厂氧化锌浸出液中萃取分离锗

株冶氧化锌浸出液中含有约３０ｍｇ／Ｌ的锗，本试验采用化学稳定性高的萃取剂和高效且能循环使用的反萃取剂，以及先进的萃取设备，经三级萃取，一级反萃取，锗的萃取率和反萃取率分别达到９５％和９９％，粗ＧｅＯ２产品含锗＞３０％。     

湿法炼锌酸浸渣常规干燥实验研究

本文以湿法炼锌酸性浸出渣为研究对象,实验研究干燥温度、物料量、干燥时间对酸浸渣相对脱水率的影响,综合考虑干燥工艺的时效性、经济效益以及工艺效率,控制物料量为50g、干燥温度为90℃、干燥时间为80min时,酸浸渣相对脱水率可达到98.32%。实验研究对促进酸浸渣中有价金属的资源综合利用、改善环境等具有重要的指导意义。     

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.     

湿法炼锌浸出液细菌氧化除铁研究

采集本省菌种，优化培养出高氧化性能的氧化亚铁硫杆菌，应用于湿法炼锌中浸出液Fe2＋的氧化过程，获得较好效果。摸索出最佳工艺参数，对影响氧化反应的其他重要因素也进行了较为详细的研究，为工业应用奠定了实验基础。     

湿法炼锌中铜镉渣的酸浸和铜渣的酸洗过程对系统杂质氯的脱除效应

本文研究发现,在湿法炼锌工艺的镉回收工序中,铜镉渣的酸浸和铜渣的酸洗既可回收金属镉和锌,提纯铜渣,同时可脱除系统液体中的杂质氯离子。     

从湿法炼锌厂滤饼中选择性浸出回收镉

研究了一种简单的从电解锌流程中产生的Cd-Cu-Zn滤饼中选择性回收镉的湿法工艺。镉的浸出、过滤和再浸出常规流程需多个阶段,成本较高。此研究的目的是寻找一种更简单的方法从电解锌流程锌净化阶段的Cu-Cd滤饼中回收镉。所研究的流程包括从Cu-Cd滤饼中除去锌,选择性浸出镉和通过去除Fe、Tl和Co,净化之后再进行电解和熔铸。Cu-Cd滤饼中的锌通过两个阶段转移至液相中,铜和镉在滤饼中富集。在较高的固液质量体积比条件下从滤饼中选择性浸出镉,溶液中镉的浓度较高。在特殊条件下选择性浸出镉可使富镉溶液中共同沉淀的杂质最少。浸出反应在铜的溶解开始时停止。用KMnO_4和NaOH氧化和沉淀杂质,如Fe、Tl和部分Co。净化后的硫酸镉溶液通过电积得到阴极镉,然后熔铸得到99.95%的金属镉。整个流程中,镉总回收率为70%～72%。     

高氯锌浸出液铜渣脱氯试验及应用

锌精矿在浸出过程中氯离子在溶液中不断富集,使氯离子在系统溶液中的含量达到780 mg/L。如何高效、环保、低成本的脱氯成为湿法冶炼共同面对的问题,本文研究采用铜渣作为脱氯剂应用于湿法炼锌溶液脱氯。小试后溶液脱氯率可达76%。后期采用铜渣脱氯的实验参数运用于工业生产中,铜渣脱氯率可到75%以上,铜渣作为一种锌湿法冶炼副产品,铜渣脱氯技术得到很好的利用,铜渣除氯对氯离子的脱除率较高,对环境无污染,脱氯成本低,湿法冶炼系统溶液不会代入杂质离子,安全可靠。但对于脱氯铜渣的回收及循环利用过程中产生的碱洗水的处理成本较高。      

碱氧化预处理蒸馏分离回收还原精矿中的锗

在碱性条件下采用过氧化氢氧化后再用盐酸蒸馏分离的方法从低品位褐煤锗精矿中回收锗。最佳工艺条件为:氢氧化钠用量为锗精矿量的30%、过氧化氢(30%)用量为锗精矿量的25%、氧化预处理时间1.5h、蒸馏盐酸用量为锗精矿量的9倍,在此条件下锗回收率可以提高到97.2%以上,比常规蒸馏方法提高31.5个百分点。     

氯化蒸馏渣中锗提取技术的研究和利用

氯化蒸馏渣中的锗90％为硅锗酸盐,为酸不溶锗,可溶于碱。采用碱溶液,浸出渣中的硅锗酸盐,在一定条件下,使硅锗分离（除硅）,除硅后的溶液含Ge50mg·L^-1为贫锗溶液,为降低生产成本,贫锗溶液未加任何沉淀剂,直接水解沉淀锗而达到从氯化蒸馏渣中提取锗的目的。技术指标：锗浸出率〉85％,除硅率〉95％,沉锗率〉95％,锗的回收率〉70％。此工艺技术投入生产一年余,年处理氯化蒸馏渣2000余吨,回收锗1500kg。