从湿法炼锌浸出液中选择性萃取分离回收铜

针对传统湿法炼锌过程铜回收工艺长、铜回收率低的难题,采用M5640直接从湿法炼锌还原浸出液中萃取分离回收铜,缩短铜回收流程,提高铜回收率。研究了混合时间、溶液pH值、萃取剂浓度、萃取级数等因素对铜萃取率的影响,以及反萃时间、相比等因素对载铜有机相中铜反萃率的影响。结果表明M5640对硫酸锌溶液中的铜离子具有很好的选择性萃取性能,在M5640浓度为15%、溶液pH值为2.0、相比(O/A)为1∶2、萃取时间为5 min的条件下,经过4级逆流萃取,铜萃取率为95.2%,锌萃取率仅为0.5%,铜锌分离系数为4 080。有机相经洗涤后,锌、铁等杂质离子被脱除,载铜有机相采用模拟铜电积废液反萃,经过2级逆流反萃,铜反萃率为97.1%。采用萃取-洗涤-反萃技术从湿法炼锌浸出液中回收铜,铜的总回收率为92.4%。     

高铁闪锌矿还原浸出液直接萃取分离回收铟

针对高铁闪锌矿湿法炼锌过程中产出的还原浸出液提出了预还原Fe3+,P204直接萃取回收铟的工艺。还原浸出液中铁达到50g/L以上,Fe3+占到10%左右,经预还原后Fe3+降低到0.5g/L左右,还原过后的浸出液进行直接萃取分离回收铟。考察了原液pH、相比、有机相浓度、搅拌转速等条件对整个萃取过程的影响。铟的萃取率主要受P204浓度和溶液pH的影响,萃取过程平衡时间为1~2min。三级逆流萃取综合验证试验表明,铟的萃取过程稳定,萃取率在98%以上,铟铁分离效果良好,分离系数达到10000以上,整个过程无乳化现象产生。直接萃取法回收铟具有操作简单、流程短、直收率高等特点。     

高铁闪锌矿还原浸出液直接萃取法分离回收铟

针对高铁闪锌矿湿法炼锌过程中产出的还原浸出液提出了预还原Fe3+,P204直接萃取回收铟的工艺。还原浸出液中铁达到50g/L以上,Fe3+占到10%左右,经预还原后Fe3+降低到0.5g/L左右,还原过后的浸出液进行直接萃取分离回收铟。考察了原液pH、相比、有机相浓度、搅拌转速等条件对整个萃取过程的影响。铟的萃取率主要受P204浓度和溶液pH的影响,萃取过程平衡时间为1~2min。三级逆流萃取综合验证试验表明,铟的萃取过程稳定,萃取率在98%以上,铟铁分离效果良好,分离系数达到10000以上,整个过程无乳化现象产生。直接萃取法回收铟具有操作简单、流程短、直收率高等特点。     

锌烟灰浸出液中铟、锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

湿法炼锌渣中铟铋锡的分离回收

采用浸出-溶剂萃取方法处理湿法炼锌渣,分离回收其中的In, Bi和Sn.用4.5mol/ L H2SO4浸出2h,浸出液用TBP萃取Sn,用P204萃取In,浸出渣再用3mol/L HCl 溶液浸出 Bi. 用钢板从溶液中置换Bi,获得海绵铋,Bi>97%.用铝板从反萃液中置换Sn和In得到海绵锡和海绵铟,海绵锡含Sn99%,三种金属的回收率都在90%以上.     

锌烟灰浸出液中铟和锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

大洋多金属结核低温氢还原-湿法冶金联用回收有价金属

以大洋多金属结核为原料, 采用低温氢还原-湿法冶金联用工艺回收有价金属, 湿法冶金过程包括硫酸浸出、M5640萃取铜、针铁矿法除铁、P204萃取除锌、HBL110萃取回收镍。在HBL110萃取回收镍过程中, 考察了平衡pH值、相比O/A等因素对萃取镍的影响, 并绘制了镍萃取与反萃平衡等温线。结果表明, 采用50%HBL110+50%磺化煤油组成的有机相, 经过6级逆流萃取-4级逆流洗涤, 镍萃取率达99.85%, 除钴外, 杂质金属Mn、Ca、Mg、Al基本不被萃取。负载有机相经5级逆流反萃, 镍反萃率达98.53%。     

在密闭鼓风炉熔炼过程中锗铟的富集及综合回收

在密闭鼓风炉炼铅锌过程中,锗和铟富集于真空炉渣中,铟富集于B塔底铅和粗铅中.先采用氯化蒸馏从真空炉渣中回收锗,再从其残液中用TBP和P204萃取回收铟,锗、铟的回收率分别高于78%,83%;采用碱熔造渣捕集铟、水洗除碱、混酸浸出铟的工艺从B塔底铅中回收铟,回收率85%;采用硫酸熟化浸出、铁屑置换除杂、P204萃取富集的工艺从反射炉烟尘中回收铟,铟的回收率约85%.     

P204从大洋富钴结壳浸出液中萃取锌

研究用P204做萃取剂，硫酸做反萃剂，从大洋富钻结壳常温常压硫酸快速浸出液中综合回收锌的工艺过程。考察相比、平衡水相pH等因素对P204萃取锌的影响。优化出的萃取工艺条件为有机相组成为10％P204＋90％煤油（体积百分数），皂化率70％，室温，相比（O／A）=1／10，出口水相pH=3～3，1，萃取级数为7级，每级混合时间5min。经过7级逆流萃取、4级洗涤、3级反萃后，可以得到符合电解沉积要求的硫酸锌溶液。     

锌冶炼过程中铟的富集与回收技术研究进展

摘要:随着铟的应用越来越广泛,人们对铟的需求量日益增加,有效地富集回收铟的技术也越来越收到重视。通过概述铟的应用领域、资源状况、主要来源和铟在锌冶炼过程中的走向与分布,以湿法炼锌渣和火法炼锌渣及副产物为提铟原料分类介绍了铟的富集与回收技术并分析了不同技术方法的优缺点,阐明了铟富集与回收技术的发展现状,总结了高温挥发富集/浸出-萃取-置换-电解是目前铟富集与回收的成熟工艺,指出了浸出效果和萃取率是决定铟富集比和回收率的关键且富氧直浸技术的应用和新萃取剂的开发是未来富集回收铟的发展方向。      

某钼镍钒多金属矿石镍钒浸出液萃钒试验

以P204为萃取剂、硫酸溶液为反萃剂,在室温下对贵州某钼镍钒多金属矿石的镍钒浸出液进行钒的萃取-反萃取试验,确定了萃取时适宜的工艺参数为母液pH=2.5,有机相中P204、TBP、磺化煤油的体积比=20∶5∶75,相比（O/A）=1∶2,萃取时间5 min,反萃取时适宜的工艺参数为硫酸溶液浓度2 mol/L、相比（O/A）=2∶1、反萃时间4 min。在所确定的工艺参数下进行5级萃取-反萃取,钒的总萃取率达98.7%、总反萃率达99.8%、总回收率达98.5%。     

湿法冶锌中回收铟除铁液膜分离技术的研究

在湿法冶锌中，杂质铁干扰铟的回收，采用液膜分离技术可在回收铟的同时除铁．试验结果表明：在硫酸体系中，铁的液膜迁移速率比铟慢，通过控制合适的条件，可使铁不进入内水相，从而达到提纯和富集铟的目的．最佳操作条件如下：内水相为6mol／L HCl;V乳液：V外水相=1：5，V油相：V内水相=2：1；提取时间为8～10min．     

P204-仲辛醇皂化萃取氰化尾渣酸浸液中铁的初步研究

采用P204-仲辛醇皂化萃取体系从金精矿氰化尾渣酸浸液中萃取分离铁, 初步研究其萃取机理, 并考察了萃取体系、P204浓度和料液初始pH值、含铁浓度及加入介质NaCl对Fe(Ⅲ)萃取的影响以及相比(O/A)、H₂SO₄浓度对Fe(Ⅲ)反萃的影响。实验结果表明：P204和仲辛醇对酸浸液中的Fe(Ⅲ)具有一定协同萃取效应, 仲辛醇作为萃取体系中的相转移试剂, 尤其能改善铁的反萃效率。同时, 采用氨水皂化后的萃取体系铁的提取率显著提高。P204、仲辛醇以及260^#溶剂油以1∶1∶2的体积比混合作为萃取体系, 在相比为2的条件下, 调整含铁10.18 g/L的原酸浸液的pH值接近2.0, 经过1级萃取, 萃余液中含铁低于0.25 g/L; 以25%(体积分数)的H₂SO₄反萃, 有机相中的铁基本被反萃完全。通过萃取和反萃, 铁离子溶液中杂质含量大大减少, 尤其是砷的含量。     

低品位氧化锌矿新工艺研究

我国氧化锌矿储量丰富,但贫矿多、富矿少、难于选冶。由于低品位氧化锌矿品位低、杂质含量高、处理工艺复杂等,未能得到有效利用。采用在浆萃取工艺对低品位氧化锌矿进行研究,试验结果表明:采用在浆萃取工艺,矿浆浓度33%,初始硫酸浓度20 g/L,加入硫酸的同时加入萃取剂(30%P204+70%煤油)进行边浸边萃,试验时间为60 min;负载有机相用200 g/L硫酸进行反萃,相比O/A=4,时间15 min。锌浸出率超过97%,萃取率大于99%;硫酸溶液反萃可获得较高反萃率。     

N263萃取分离锌铁及其热力学研究

研究了用N263从氯化物体系中萃取Zn2+、Fe2+和Fe3+,考察了振荡时间、萃取剂浓度、改性剂浓度、相比（O/A）、盐酸浓度对Zn2+、Fe2+和Fe3+萃取率的影响。结果表明,在有机相组成为20% N263+20%正己醇+60% 260#溶剂油、相比O/A=1 GA6FA 1、振荡时间5 min和25℃条件下,Zn2+、Fe2+和Fe3+的单级萃取率分别为90.97%、0.79%和75.85%,分离系数β_Zn2+/Fe2+和β_Zn2+/Fe3+分别为1 260和3.21。经过2级逆流萃取,水相中Zn2+浓度从9.61 g/L降至0.36 g/L,负载有机相采用0.5 mol/L H₂SO₄反萃,Zn2+的反萃率为41.86%,Fe3+的反萃率大于97%。N263萃取金属离子的机理是阴离子交换反应,计算了萃取反应相关的热力学函数值,结果表明,N263萃取Zn2+为放热反应,Fe3+的萃取反应为吸热反应,常温下Zn2+和Fe3+的萃取反应均可自发进行。      

陕西某石煤钒矿酸浸液中钒与铁的分离研究

以陕西某石煤酸浸含钒上清液为原料, 先用石灰乳中和、硫代硫酸钠还原预处理, 采用P204+TBP+磺化煤油萃取体系萃取富集、纯化五氧化二钒浸出液; 采用不同酸度硫酸作反萃剂, 对负载有机相反萃取, 进行钒、铁分离。结果表明: 浸出液经石灰乳中和, 硫代硫酸钠还原, 控制溶液pH=2.5, 溶液电位为-200 mV, 当A/O=2, 经6级逆流萃取, 钒的萃取率达99%以上, 而铁萃取率仅为11%; 反萃剂酸度控制在1.0～1.25 mol/L, O/A=18, 经5级逆流反萃取, 钒的反萃取率可达99%以上, 铁的反萃取率仅为9%。反萃取水相中V₂O₅浓度为75.3 g/L, Fe浓度为1.2 g/L, 反萃水相中钒铁质量比为62.8, 钒铁分离效果较好, 满足后续提钒要求。     

Extraction of indium from zinc plant residues

The main purpose of this study was to extract indium from the Irankoh zinc plant residue. The Irankoh zinc plant residue contained 145 ppm indium. The optimum conditions for leaching of indium and reduction of ferric ion in reductive leaching were obtained at temperature of 90 °C for a leaching duration of 3 h with sulfuric acid concentration of 100 g/L and the amount of required sodium sulfide for reduction of ferric was 1.5 times of stoichiometric quantity of iron. Then, to prepare concentrated indium solution, indium was selectively precipitated from the leach solution. The pH of leach solution was adjusted to 6 with ammonia solution in 90 °C for selective indium precipitation, and reaction time was considered to be 10 min. Then the resulting precipitation was dissolved using hot sulfuric acid solution, and the solution was subject to solvent extraction and cementation using zinc powder to recover indium.