织金磷矿酸浸液萃取分离稀土试验研究

研究了用溶剂萃取法从织金磷矿酸浸液中分离稀土,考察了各因素对稀土萃取率和反萃取率的影响,确定了适宜的萃取条件。结果表明:用P204作萃取剂,控制相比为3∶1、P204浓度为1.5 mol/L、初始水相P2O5质量浓度为101.20g/L、在室温下萃取15min,稀土萃取率为89.62%;在相比1∶8、6mol/L盐酸为反萃取剂、室温下反萃取10min条件下,稀土反萃取率为87.86%。     

羟肟类萃取剂高效选择性分离高酸多杂钒页岩酸浸液研究

为积极响应国家“双碳”目标,开发高效选择性钒页岩酸浸液净化分离工艺对页岩提钒行业意义重大。在本研究中,从溶液pH值、杂质离子(铁、铝和镁)浓度和反萃剂3个因素对比了新型羟肟类萃取剂Mextral 984H和有机磷类萃取剂P204的萃取行为。结果表明,Mextral 984H的最佳萃取pH值在0.5～1.5,P204的最佳萃取pH值在1.5～2.4,相比于P204,Mextral 984H与钒形成的钒萃合物结构更稳定,钒氧键键长值更小,分子间隙更大,钒萃合物在酸性环境中更容易稳定存在。Fe(Ⅲ)、Al(Ⅲ)和Mg(Ⅱ)对Mextral 984H萃取V(Ⅴ)的影响较小,而在P204中,Fe(Ⅲ)对V(Ⅳ)的萃取影响较大,将Al(Ⅲ)和Mg(Ⅱ)的浓度控制在10 g/L以下,可降低Al(Ⅲ)和Mg(Ⅱ)的共萃率。碳酸钠和草酸对Mextral 984H负载有机相的单级反萃率均超过80%。     

不同磷酸酯萃取剂从硫酸体系萃镓性能研究

对比研究了不同磷酸酯萃取剂P204、P507、P535的萃镓性能。研究表明,P204、P507只能在较低的硫酸浓度下萃镓,在硫酸浓度超过10g/L后萃取率显著降低。而P535可实现高酸度(20g/L)硫酸体系直接萃取镓,并能实现Ga与Zn、Cu、Ge的高效分离,分离系数β_(Ga/Zn)、β_(Ga/Cu)、β_(Ga/Ge)可分别达到4 573、1 663、651。P535有望运用于锌湿法冶炼渣高酸浸出液萃取回收镓。     

用P204从盐酸体系中萃取铝试验研究

研究了用P204从盐酸体系中萃取铝,考察了萃取时间、萃取温度、料液pH、氯化铝质量浓度、相比(V_o/V_a)、P204浓度对萃取的影响。结果表明:在P204浓度1.5 mol/L、料液pH=3.0、Al~(3+)质量浓度低于30 g/L、相比(V_o/V_a)=2/1、常温下萃取5 min条件下,铝的一级萃取率达70%以上;P204对Al~(3+)的最大饱和萃取率为85.92%,反萃取后P204可循环使用。     

P204萃取硫酸体系中V(IV)的性能研究

以钛白废酸无焙烧直接加压酸浸提钒新技术中得到的浸出液为研究对象。配制硫酸体系中的V(IV)溶液,进行萃取单因素试验以研究P204对V(IV)的萃取性能。通过考察水相初始pH值、萃取剂P204用量、萃取相比(O/A)、振荡时间等因素对萃取的影响,得到不同浓度V(IV)溶液的适宜萃取条件,并初步探究了萃取剂P204对V(IV)的萃取饱和容量和萃取机理。结果表明:萃取物V(IV)溶液的浓度影响水相初始pH值和萃取剂P204用量的选择,但对振荡时间和萃取相比（O/A）无影响;P204对硫酸体系中V(IV)的萃取性能优良,萃取速度快,饱和容量大;对于1、10、30 g/L的V(IV)溶液,在适宜萃取条件下,单级萃取率分别为90.36%、90.27%、61.37%。     

从钴精矿中提取铜钴镍的研究

针对中条山胡家峪钴精矿,用N510从酸浸液中萃取分离铜,再用V510/P204萃取分离钴和镍。萃取工艺基本可行,不足之处是反萃钴还有些困难。     

湿法炼锌净化钴渣酸浸液萃取除杂试验研究

湿法炼锌净化钴渣选择性浸出锌后浸出渣的酸浸液中杂质含量较高,影响钴的回收。研究了采用P204萃取剂从该酸浸液中去除锌、镉、铁等杂质,考察了酸浸液pH、P204体积分数、萃取时间、相比对萃取除杂效果的影响。结果表明:在酸浸液pH为3.5、P204体积分数为10%、相比(V_o/V_a)为1/1、萃取时间为15 min、4级萃取条件下,锌、镉、铁萃取率均超过97%,钴损失率不足5%,除杂效果较好,萃余液杂质含量低,可进一步回收钴。     

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。     

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。     

碱性条件下钨萃取过程中铝的行为研究

研究了钨碱性萃取过程中铝的存在形态、行为及对钨萃取的影响以及不同洗涤剂对负载有机相中铝的洗脱率效果。结果表明,(R4N)_2CO_3优先萃取钨酸根离子,当料液p H13,WO_3浓度95 g/L,铝浓度低于20 g/L,萃取相比O/A=1.2∶1时,W/Al分离系数达到72以上;当铝浓度2.7 g/L,WO_3浓度低于117 g/L,萃取相比O/A=1.2∶1时,W/Al分离系数超过31.5。料液中的铝浓度变化对钨的萃取率没有明显影响,铝的萃取率在10%左右;采用0.1 mol/L的碳酸钠溶液作为洗涤剂时,铝的单级洗脱率可达75%;对于串级萃取、洗脱铝的载钨有机相,采用3 mol/LNH_4HCO_3+1 mol/L NH_3·H_2O为反萃剂,相比O/A为1.2∶1时,钨的反萃率达到93%以上,反萃获得的钨酸铵溶液中未检测到铝。     

P204萃取分离高铁粉煤灰硫酸浸液中铁铝

粉煤灰是燃煤电厂发电所产生的主要固体废弃物,年产量及堆存量巨大.近些年越来越多的学者逐渐开始关注如何合理有效地处理粉煤灰.酸法是从粉煤灰中提取有价金属的主要途径之一,但由于Fe3+、Al3+化学性质相似,相互分离较为困难,因此成为限制资源化处理高铁粉煤灰的主要因素.以P204为萃取剂、260号溶剂油为稀释剂,对高铁粉煤...     

赤泥-钛白废酸综合回收中钪的萃取工艺

针对赤泥-钛白废酸浸出液中钪及主要杂质的特点, 采用先除杂后萃取的工艺对溶液中钪进行萃取分离.首先, 将一定量的活性炭加入赤泥-钛白废酸浸出液中, 吸附去除浸出液中的硅, 硅的去除率可达96.70%, 而钪的去除率仅为1.25%, 这表明活性炭吸附除杂可在保证浸出液中钪含量基本不损失的情况下除去绝大部分的硅.除硅有效控制了浸出液的胶凝现象, 有利于下一步的钪萃取工艺.在萃取工艺过程中, 具体研究了除杂后液的酸度、萃取剂体积分数、相比、萃取时间对钪萃取率的影响.结果表明, 除杂后液酸度以1.81 mol/L为最佳, 既避免了有机相乳化, 又保证了钪的高萃取率; 相比在1/10~1/30之间时, 钪萃取率达到平衡, 但当相比为1/30时, 发生乳化, 难于分离, 因此, 相比1/25为最佳; 萃取时间为15 min时, 钪的萃取率达到平衡; 萃取剂体积分数为15% P204+ 6% TBP时, 钪的萃取率达到最大值.在最佳的萃取工艺条件下, 钪的萃取率达98.80%.      

P2O4萃取硫酸体系中V(Ⅳ)、Fe(Ⅲ)的分离性能研究

针对传统提钒技术存在的能耗高、污染重、钒回收率低等缺点,提出钛白废酸无焙烧加压酸浸提钒新技术,以该工艺浸出液为研究对象,通过组分优势区域图、正交试验以及单因素试验,探究P204萃取硫酸体系中V(Ⅳ)、Fe(Ⅲ)的分离性能.试验结果表明:当pH小于2时,V(Ⅳ)在水溶液中主要以VO2+形式存在,Fe(Ⅲ)在水溶液中主要以Fe3+形式存在;相比(O/A)是影响V(Ⅳ)、Fe(Ⅲ)萃取率的重要因素;在较优萃取条件下:有机相组成30％P204+10％ TBP+60％磺化煤油,温度T=30℃,震荡时间8min,水相初始pH值为1.6,相比(O/A)为3,V(Ⅳ)的萃取率为61.16％,Fe(Ⅲ)的萃取率为18.87％,钒铁分离系数为6.67.     

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.      

丙醇-硫氰化钾-氯化钠-水体系析相萃取分离铂

研究了铂在丙醇-硫氰化钾-氯化钠-水体系中的析相萃取行为及与一些金属离子分离的条件。结果表明,丙醇的水溶液在氯化钠的作用下可分成醇/水两相,在分相过程中,Pt(Ⅳ)与硫氰化钾生成的[Pt(SCN)₆]^2-可与质子化的丙醇 [PrOH₂]⁺形成离子缔合物[Pt(SCN)₆]^2-·2[PrOH₂]⁺而被丙醇相完全萃取。当溶液中丙醇、硫氰化钾和氯化钠分别为30%(V/V)、6.0×10^2- mol/L和0.16 g/mL时,Pt(Ⅳ)的萃取率达到98.2%以上,而试液中的Mo(Ⅵ)、Ce(Ⅲ)、Ni(Ⅱ)、V(Ⅴ)、Cr(Ⅲ)、Ag(Ⅰ)、Mn(Ⅱ)、Mg(Ⅱ)、Cd(Ⅱ)、Ga(Ⅲ)、Fe(Ⅱ)和Al(Ⅲ)几乎不被萃取,从而实现了Pt(Ⅳ)与这些金属离子的分离。方法应用于Ni-Pt/Al₂O₃催化剂中铂的分离萃取和测定,测得结果与参考值基本一致,相对标准偏差(RSD,n=5)为2.3%。     

钒渣钙化酸浸液制备高纯V2O5的工艺研究

钒电解液是钒电池储能系统的关键材料,钒电解液中Mn,Cr,Ti等杂质元素含量对钒电池性能影响很大。高纯V₂O₅作为钒电解液的重要原料,主要从钒渣钠化焙烧-水浸或者钙化焙烧-酸浸两种工艺获得。本文选取钙化焙烧-酸浸含钒浸出液进行研究,针对其中Mn,Cr,Ti等杂质离子的除杂,形成浸出液水解沉钒—碱溶和净化—铵盐沉钒—煅烧的工艺流程,制备高纯V₂O₅。确定优化的钒浸出液水解沉钒制备粗V₂O₅条件为:反应时间为2.0 h,反应pH值为2.2,反应温度为80℃;将获得的粗V₂O₅进行碱溶二次净化,在优化条件为:NaOH浓度为1%,碱溶终点pH值为8.0,加入阴离子型絮凝剂,温度为60℃时,Mn,Cr,Ti等杂质均得到进一步去除;以经过二次净化后的钒浸出液为原料,在条件为反应时间为60 min,pH值为2.0,温度为90℃,加铵系数(K)为1.2时制备多钒酸铵,再得到高纯V₂O₅,Mn,Cr,Ti等杂质离子都得到了有效去除。     

钕铁硼废料浸出前后物相转变行为研究

为了研究钕铁硼废料浸出前后的工艺矿物学,将钕铁硼废料在650 ℃下焙烧2 h,而后用4 mol/L的盐酸浸出,得到浸出渣。通过XRF、XRD、XPS和SEM-EDS对焙烧产物和浸出渣进行表征。实验结果表明:焙烧产物中主要由Fe₂O₃、Fe₃O₄、SiO₂、NdFeO₃和Nd₂O₃等物质组成,且焙烧产物中稀土含量为16.40%;浸出后,浸出渣中无NdFeO₃、Nd₂O₃两种物质,稀土含量仅为0.66%。在XPS检测中,Fe以Fe（Ⅱ）和Fe（Ⅲ）两种价态存在于焙烧产物中,说明此温度下Fe没有被完全氧化成Fe（Ⅲ）,仍有部分Fe（Ⅱ）存在;渣中除Fe（Ⅲ）外同样检测出Fe（Ⅱ）,说明浸出过程并没有将Fe（Ⅱ）完全除去。本实验进一步完善了钕铁硼废料浸出理论,对未来钕铁硼的回收具有一定的指导意义。      

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定钛白废酸萃取相中6种微量元素

建立了一种用电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)同时测定钛白废酸萃取相中主要微量元素(钛、铝、钪、铁、钙和镁)方法。试样中大部分溶剂煤油经低温加热已挥发,剩余有机相用硝酸-硫酸混合酸在低温下消解,分解完全后冒三氧化硫白烟赶尽硝酸,冷却后,在选定的仪器工作条件下,以铟作为内标元素,对试液中钛、铝、钪、铁、钙和镁进行ICP-AES测定,共存元素之间基本没有干扰。方法的的检出限(μg/mL)分别为0.001(钛)、 0.016(铝)、0.004(铁)、0.015(钙)、0.002(钪)和0.005(镁)。方法用于钛白废酸萃取相样品中上述6种元素测定,相对标准偏差在0.35％～0.76％之间,加标回收率为97％～102％。     

铝土矿盐酸浸出过程研究

以澳大利亚难处理三水铝土矿为对象、盐酸为浸出剂进行无焙烧浸出试验,考察浸出温度、矿物粒度以及浸出时间对氧化铝浸出率的影响。结果表明,优化工艺条件为:矿物粒度-55μm、浸出温度100~110℃、浸出时间120 min、盐酸浓度10%、浸出液固比100∶7。此条件下氧化铝的浸出率为95.49%,氧化铁的浸出率为96.72%。以该酸浸液为原料,使用TBP-苯体系进行铝铁分离萃取试验,在萃取温度25℃、相比O/A=1∶1、盐酸浓度1.5 mol/L,萃取时间10 min的条件下,经单级萃取,溶液中铁元素的萃取率可达95%,铝元素损失率为6%,铁铝萃取分离系数为408,经3级以上逆流萃取,铁铝分离系数可达800以上。以纯水作为反萃剂,在温度25℃、相比O/A=1∶1、反萃时间5 min、单级反萃,铁的反萃率达95%。     

Acidithiobacillus ferrooxidans对软锰矿浸出的影响

利用循环伏安、交流阻抗谱和极化曲线研究了Acidithiobacillus ferrooxidans对软锰矿在模拟浸出溶液(9K基础培养基, A.ferrooxidans, Fe (Ⅲ), A.ferrooxidans+Fe (Ⅲ))中电化学腐蚀行为的影响; 利用模拟有菌/无菌浸出溶液中钝化膜的Mott-Schottky理论比较了有无细菌存在情况下形成的钝化膜的优劣性.结果表明, A.ferrooxidans促进MnO₂/Mn2+氧化还原转化, 催化MnO₂/Mn (OH)₂电极反应; 加速软锰矿/溶液界面电子交换, 无铁存在时A.ferrooxidans使电荷转移内阻降低34%, 比含Fe (Ⅲ)无菌体系低11%;引起软锰矿电极极化, 增强其氧化活性; 加速MnO₂向MnO·OH转化及其产物扩散.A.ferrooxidans与软锰矿作用更倾向于间接作用机理.在选取的各模拟电解液(pH值为2.0)中, 0.2~0.4 V区间内软锰矿形成耗尽层, 在模拟浸出溶液中形成的钝化膜都表现出p-n-p-n型半导体性能.在选取的0.2 V极化电位下, 无铁时引入A.ferrooxidans使膜中的施主/受主密度减少, 细菌含有多种基团参与半导体/溶液界面电子转移反应, 接受界面间自由电子或填充空穴, 促使软锰矿与溶液界面物质交换变频繁; 含铁溶液中加入A.ferrooxidans使得钝化膜受主/施主密度增大, A.ferrooxidans降低了膜的耐腐蚀性, 因而促进软锰矿浸出.