P507萃取煤矸石硫酸浸出液中镓的实验研究

以煤矸石硫酸浸出液为研究对象,利用2-乙基己基磷酸单2-乙基己基酯(P507)萃取分离其中的镓与铁。考察了溶液pH值、P507浓度、振荡时间、振荡强度、萃取温度对镓和铁萃取率的影响。结果表明：在A/O相比1∶1、P507浓度20%、溶液pH值1.5、振荡时间15 min、振荡强度200 r/min和萃取温度35℃的条件下,Ga³⁺单级萃取率可达82%,Fe²⁺单级萃取率低于18%。改变A/O相比进行萃取实验,绘制了镓的萃取平衡等温线,确定了在A/O相比4∶1的条件下,镓理论萃取级数为四级,此时镓的萃取率为98.4%,而铁萃取率为17.4%,其余金属离子萃取率均低于10%,可实现镓的选择性萃取。     

P204+P507对钴浸出液协同萃取除钙锰铜锌

针对分步萃取法萃取钴工艺流程繁杂、萃取级数较多的问题,采用P204+P507为复配萃取剂从工业硫酸钴浸出液中一次分离出Zn2+、Ca2+、Mn2+、Cu2+等。探究了平衡pH、复配萃取剂配比、萃取相比O/A、有机相皂化率等对元素萃取率的影响。结果表明：以28%P204+7%P507为复配萃取剂,65%溶剂油为稀释剂,在有机相皂化率为50%、萃取平衡pH=3.57、相比O/A=2的条件下,Zn2+、Ca2+、Mn2+、Cu2+的单级萃取率分别达到99.97%、94.65%、88.42%、87.18%,Co2+萃取率仅有17.42%。后续使用1.5 mol/L硫酸在反萃相比O/A=20、两次洗涤条件下可以将99%的钴洗涤下来。     

皂化P507对Fe~(3+)和Fe~(2+)的萃取行为

研究了皂化P507对Fe~(3+)和Fe~(2+)的萃取行为,考察了萃取相比、料液pH、Fe~(3+)质量浓度等因素对萃取的影响。结果表明:氨皂化后的P507对Fe~(3+)有很强的萃取能力;在相比Vo∶Va=3∶1、料液pH为0~2、Fe~(3+)质量浓度0.7g/L条件下,Fe~(3+)萃取率接近100%;但在料液pH≥1.5条件下,部分皂化P507进入下层水相形成水包油型乳化物,导致乳化现象发生;部分Fe~(3+)水解后被皂化P507萃取;皂化P507对Fe~(2+)的萃取过程没有出现乳化现象,Fe~(2+)萃取率随料液pH降低及Fe~(2+)质量浓度升高而降低;P507对Fe~(3+)的萃取能力大于对Fe~(2+)的萃取能力。     

用微乳液从废催化剂浸出液中分离铝

研究了用皂化P507从废催化剂浸出液中萃取铝,再经硫酸反萃取、蒸发结晶制备水合硫酸铝,考察了萃取、反萃取过程中几种主要因素对Al~(3+)回收的影响。结果表明:以皂化率45%的25%P507+10%正戊醇+65%260~#溶剂油为萃取剂,在料液中Al~(3+)、Mg~(2+)、Ni~(2+)质量浓度分别为2 g/L、50 mg/L和10 mg/L,料液pH=1.5,萃取相比(V_o/V_a)=1/1,萃取时间3 min条件下,Al~(3+)、Mg~(2+)、Ni~(2+)萃取率分别为99.35%、2.83%、0.56%;负载铝的有机相用硫酸反萃取,在硫酸溶液浓度3 mol/L、反萃取相比(V_a/V_o)=1/1条件下,Al~(3+)反萃取率为95.13%;该反萃取液以蒸发结晶法制备水合硫酸铝,其质量符合HG/T 2225—2010标准Ⅰ类产品要求。     

不同萃取剂从赤泥浸出液中萃取分离铁钙试验研究

研究了用P204、P507萃取分离赤泥浸出液中的铁、钙，考察了萃取剂的体积分数、水相pH、萃取温度、萃取时间和相比V_O/V_A对铁、钙萃取分离的影响，确定了2种萃取剂的最佳萃取试验条件，对比了萃取性能。结果表明：有机相组成为40%P204+60%磺化煤油时，在水相pH=1.4、萃取温度50℃、萃取时间15 min、相比V_O/V_A=1/1条件下，Fe³⁺萃取率为94.29%,Ca²⁺萃取率为5.07%,P204可较好萃取分离铁和钙；有机相为30%P507+70%磺化煤油时，在水相pH=2.5、萃取温度40℃、萃取时间15 min、相比V_O/V_A=3/1条件下，Fe³⁺萃取率可达99.67%,Ca²⁺萃取率为1.95%;P204、P507都能从赤泥浸出液中萃取分离铁、钙，相较而言，P507萃取分离性能好于P204。     

P204/P507从硫酸体系中萃取分离钒铁的性能比较

含钒矿物浸出液中存在铁离子等杂质，严重影响钒的分离富集。本文以P204和P507为萃取剂，采用溶剂萃取法从含V(Ⅳ)和Fe(Ⅱ)的模拟浸出液中提钒，考察了pH值、钒浓度和铁浓度对钒萃取效果和钒铁分离效果的影响，同时分析了萃取前后有机相的结构变化。结果表明，pH值变化对钒萃取和钒铁分离的影响显著，P204更适用于强酸性条件下(pH<1)的钒铁分离，而P507更适合于较强酸性条件下(pH=2)的钒铁分离。在pH值为2,V⁴⁺浓度为0.07 g/L,Fe²⁺浓度为14 g/L,O/A相比为1.5,温度为25℃,搅拌时间为10 min的条件下，P507对钒的萃取率达到99%以上，铁的萃取率小于5%,表现出良好的钒铁分离效果。红外光谱显示，P204和P507萃取钒是阳离子交换过程，表现为萃取剂中P—OH官能团的H⁺被VO²⁺取代。     

用P507从硫酸镍溶液中萃取分离铜、锌、钴

对去除铁、砷、钙、镁后的硫酸镍溶液,采用钠皂化的P507萃取剂分离铜、锌、钴.考察了皂化率、P507体积分数、平衡pH值、相比、时间、温度以及逆流萃取级数对萃取效果的影响.同时考察了负载有机相反萃过程中硫酸浓度、反萃相比、时间对铜、锌、钴反萃效果的影响.结果表明,当萃取有机相组成为35 % P507+65 %磺化煤油,钠皂化率为65 %,相比（V_O/V_A）为1:1,平衡pH值为4,25 ℃,萃取时间为5 min,经3级逆流萃取,铜、锌、钴的萃取率分别为96.73 %、99.87 %、94.17 %.对负载有机相经过酸性去离子水（pH=3~4）洗涤后,用1 mol/L硫酸溶液,时间为5 min,反萃相比（V_O/V_A）为1:1.在此条件下,铜、锌、钴的反萃率分别为99.94 %、99.94 %、99.86 %.      

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.      

用P204从不锈钢酸洗污泥浸出液中萃取重金属试验研究

研究了用P204作萃取剂从不锈钢酸洗污泥浸出液中萃取分离重金属,考察了萃取剂皂化率、振荡时间、稀释剂、相比、料液初始pH、温度等对重金属萃取效果的影响。结果表明:在有机相皂化率75%、相比1/1、料液初始pH=3.0、以260#溶剂油为稀释剂、萃取5 min条件下,铬、镍、铁萃取率分别达87.93%、14.19%和59.83%,分离系数β(Cr/Ni)=44.12,β(Cr/Fe)=4.90,铬与镍、铁得到分离;用稀硫酸反萃取铬,效果较好。     

从镍电镀污泥回收的硫酸镍溶液的深度净化

对于镍电镀污泥的硫酸浸出液所回收得到的粗硫酸镍溶液,采用镍皂化的P507萃取剂净化。考察了料液pH、相比、萃取时间、温度对萃取过程的影响,绘制萃取等温线;考察负载有机相中主要杂质离子用不同浓度H₂SO₄反萃的效果及规律,提出用H₂SO₄反萃再生有机相的方案。结果表明,以体积含量为10%的P507+磺化煤油的有机相,通过直接皂化的方法制备镍皂有机相, 在皂化率80%、料液pH=2.2、相比V_O/V_A=1/8、温度30 ℃、时间5 mins条件下,经过6级逆流萃取可以使料液的铁降低到40 mg.L-1左右;对于除铁后料液,在皂化率80%、料液pH=3.3、相比V_O/V_A=1/8、温度30 ℃、时间5 mins的条件下,经过4级逆流萃取剩余杂质降至深度净化达标范围;负载有机相用4 mol.L-1 H₂SO₄按V_O/V_A=5/1、30 ℃、5 min,经过3级逆流反萃可达到再生有机相的目的。反萃水相可返回至电镀污泥浸出工序回用。      

不同萃取体系分离微生物浸出液中低含量镍钴

采用P507一Cyanex272混合萃取体系分离微生物浸出液中的镍钴,实验结果表明该体系具有较好的协萃效应.结合低含量镍钴的微生物浸出液体系高酸度、低钴镍比的特点,对比了P507、Cyanex272和P507-Cyanex272三种萃取体系对镍钴的萃取分离效果,确定了在初始pH值1.5~2.2、对应的平衡pH值4.00~5.25条件下P507-Cyanex272协萃体系有较好的镍钴分离效果.系统考察了室温28℃下协萃体系各影响因素对镍钴分离的影响,确定协同萃取的最佳工艺为:P507与Cyanex272摩尔比3:2,皂化率60%,萃取剂体积分数10%,有机相(由萃取剂与煤油组成)和水相体积比1:4.在此条件下钻的一级萃取率为99.16%,镍钻分离系数为932.59.      

M5640+P204+P507萃取净化镍电解液

对硫酸镍电解液的萃取净化除杂进行了系统研究。采用M5640对铜离子进行除杂的条件为:pH3.0,相比1∶1,萃取剂体积浓度15%,振荡时间5min,在此条件下铜离子的萃取率大于99.83%,萃余液含铜已达到5N镍电解液标准要求。去除铜离子之后,采用P204对电解液进行除杂,试验条件:pH4.0,相比2∶1,萃取剂体积浓度25%,振荡时间7min,温度20℃。萃余液再用P507萃取除杂,试验条件:用氢氧化钠溶液均相制皂75%,提高待萃液当中钴离子的含量至4.19g/L,即Co/Ni为1/10,4级萃取,控制水相pH4～5。最终萃余液中各杂质离子的含量均达到生产5N镍的电解液标准。     

从含锰钴镍浸出液中萃取回收锰

采用P204作为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,从锰钴镍溶液中二级萃取分离锰,有机相反萃取富集锰,考察各因素对锰萃取率及分离系数的影响并确定最优条件。结果表明,在室温下,一级萃取相比O/A=2.5,P204含量30%,pH=3.5,皂化率30%,锰萃取率为62.39%;二级萃取在P204含量30%,皂化率30%,O/A=2,锰的总萃取率达98.06%,锰与钴、镍分离系数分别为90.11、92.33。萃取液经硫酸反萃洗钴镍,按相比O/A=10,酸度70 g/L,可洗去85%以上的钴和镍。洗钴镍后液经硫酸反萃锰,按相比O/A=4,酸度110 g/L,可反萃98.27%的锰,反萃液钴、镍的浓度小于0.5 g/L。     

从废旧三元锂离子电池中回收有价金属的新工艺研究

废旧三元锂离子电池经过放电、焙烧、破碎、筛分等预处理方法分离出电池活性物质、集流体与钢壳,再采用H2SO4-Na2SO3对废电池粉料（活性物质）进行浸出,浸出液调节pH至4.5,过滤以除去铁和铝,滤液再调pH至11左右,将锂和镍钴锰分离,得到的锂液经过浓缩后加入Na2CO3得到工业级的LiCO3,在镍钴锰富集物中加入氨水将锰和镍钴分离,最后使用P507分离镍和钴,在相比O/A=1,平衡pH=4.5,有机相组成为25% P507 75%溶剂油,经二级逆流萃取后钴的萃取率为99.3%。使用200 g/L硫酸为反萃剂,相比为5时,钴的回收率达99.21%。反萃液使用草酸铵沉钴,萃余液中的镍采用氢氧化钠沉淀,整个工艺流程中钴的回收率为91.82%,镍的回收率为91.12%。     

P507-N235混合萃取剂分离石煤酸浸液中钒与铁

研究了P507-N235混合萃取剂分离石煤酸浸液中钒与铁的工艺,考察了N235/P507浓度、萃原液pH、萃取时间、相比(A/O)对钒、铁萃取率及钒铁分离效果的影响。结果表明,采用0.4 mol/L P507,0.8mol/L N235为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,pH=1.7,萃取时间5min,A/O=5/1,经4级萃取,钒萃取率可达98.36%,而铁萃取率仅为5.78%。相对现有的P204、P507单一体系,P507-N235体系具有更好的萃取能力及钒铁分离性能。     

硫酸镍电解液净化除杂工艺研究

对硫酸镍电解液的萃取净化除杂进行了系统的研究。实验采用M5640对铜离子进行除杂,实验条件为:pH值为3.0,相比为1∶1,萃取剂体积浓度为15%,振荡时间5min,在此实验条件下铜离子的萃取率大于99.83%,其含量小于0.1mg·mL-1,已达到5N镍电解液标准。去除铜离子之后,采用P507对电解液进行除杂,在实验条件pH为4.0,相比为1∶1,萃取剂体积浓度为15%,振荡时间5min下,二价铁离子、锌离子、铅离子的萃取率分别为:99.93%,99.75%,84.01%,其含量分别为:0.10,0.21,0.30mg·mL-1,已达到5N镍电解液标准。在此之后再采用P507对电解液中钴离子进行去除,实验条件为:用氢氧化钠溶液均相制皂75%,提高待萃液当中钴离子的含量至4.19g.L-1,即Co/Ni为1/10。实验采取四级萃取,控制水相pH值在4～5之间。钴离子萃取率为74.92%,含量为14.88mg·mL-1,已达到5N镍电解液标准。     

Recovery of rare earths from spent FCC catalysts by solvent extraction using saponified 2-ethylhexyl phosphoric acid-2-ethylhexyl ester(EHEHPA)

A process to recover rare earth(RE) metals from spent fluid catalytic cracking(FCC) catalysts by solvent extraction was studied, using saponified 2-ethylhexyl phosphoric acid-2-ethylhexyl ester(EHEHPA or P507). The recovery process involved three steps:(1) leaching REs(mainly lanthanum and cerium);(2) solvent extraction by applying saponified P507-kerosene system;(3) stripping. Experiments to assure optimal operating conditions were conducted. Results indicated that RE metals could be recovered effectively from spent catalyst with saponified P507-kerosene-HCl system. At room temperature of 25 oC, 10 g spent catalyst with 110 m L of HCl(1 mol/L) could achieve a leaching efficiency of 85%. For extraction, initial pH value of 3.17, organic/aqueous ratio(O/A ratio) of 2:1 with an extractants' saponification rate of 20% could obtain 100% efficiency. In the stripping process, 1 mol/L HCl with O/A ratio of 1:1 led to a stripping efficiency of 96%. In the present study, RE metals from spent FCC catalysts were effectively recovered, which avoided wasting a large amount of RE resources. It provides a theoretical support for commercial recycling of RE resources.