盐酸胍与溴化十六烷基吡啶从碱性氰化液中萃取Au(Ⅰ)

以正戊醇为稀释剂,考察了盐酸胍与溴化十六烷基吡啶总浓度为0.06 mol/L时,体系对Au(Ⅰ)的协萃效应.结果表明,在整个浓度组成范围内均有协萃效应(协萃效应系数R>1),且有机相中盐酸胍与溴化十六烷基吡啶的浓度分别为0.05和0.01 mol/L时,Au(Ⅰ)的协萃系数为13.98.考察了平衡时间、相比、待萃液pH值及Au(Ⅰ)浓度对Au(Ⅰ)协同萃取性能的影响.对盐酸胍与溴化十六烷基吡啶萃取Au(Ⅰ)的可能机理进行了分析.分别用Na2SO3和KSCN为反萃剂反萃Au(Ⅰ),KSCN的反萃性能明显比Na2SO3好,KSCN浓度为12 g/L、反萃时间30 min、相比.A/O=1时,Au(Ⅰ)的反萃率为98.5%.     

P507从酸性硫脲浸金液中回收金

研究了用P507的煤油溶液作为萃取剂，从酸性硫脲(TU)浸金液中回收金的性能. 用浓度为1.65 mol/L的P507萃取剂在料液[H2SO4]＝0.335 mol/L, 相比O/A=1:1，两相接触时间5 min的条件下萃取金，得到金的一级萃取率达99.80%；用50 g/L的Na2SO3溶液反萃，一级反萃率达82.45%，同时达到金、铁的分离.     

粉煤灰酸浸溶液中铁铝离子的萃取分离

采用N503和TBP、正辛醇、煤油组成的复合萃取体系,对粉煤灰酸浸溶液中的铝与铁进行萃取分离,考察盐酸浓度、氯离子浓度、萃取剂比例对Fe3+萃取率的影响,以低浓度HCl溶液反萃负载铁有机相,并通过逆流实验确定最佳工艺条件. 结果表明,采用N503:TBP:正辛醇:煤油=3:1:1:5(j)的萃取体系,在初始铁浓度为0.96 mol/L、铝浓度为0.22 mol/L、萃取相比O/A=2:1条件下,经5级逆流萃取,Fe3+的萃取率大于99.8%,铝几乎没有损失. 用0.01 mol/L HCl溶液作反萃剂,反萃相比O/A=2.5:1,经6级逆流反萃,反萃液中铁浓度达1.8 mol/L. 分析了有机相负载铁前后官能团的红外光谱图.     

以t-BAMBP+磺化煤油萃取体系萃取分离低浓度的铷

采用t-BAMBP[4-叔丁基-2-(α-甲苄基)酚]+磺化煤油的萃取体系,从回收钠盐后的浓缩液中萃取分离低浓度的铷,考察了料液碱度、t-BAMBP浓度、萃取相比、洗涤相比等影响因素对铷萃取以及反萃的影响。通过实验获得了适宜的单级萃取、洗涤和反萃的工艺条件:t-BAMBP浓度为1 mol/L,料液碱度为0.6 mol/L,萃取相比O/A=3,萃取时间为2 min;洗水用0.1 mol/L的氯化钠溶液,相比O/A=3,振荡时间为5 min;反萃剂盐酸浓度为1.0 mol/L,反萃相比O/A=5,反萃时间为8 min。以此条件进行9级分馏萃取(3级萃取、6级洗涤),铷萃取率达92.95%,钾100%留在水相中;进行5级逆流反萃,铷反萃率达99.62%。该萃取工艺成功地实现了低浓度铷的高效分离。     

氯化钠-硫氰酸钾-溴化十六烷基三甲基铵体系浮选分离铂

研究了氯化钠-硫氰酸钾-溴化十六烷基三甲基铵体系浮选分离铂的行为及其与常见金属离子的分离条件。结果表明,当NaCl用量为1 g,0.1 mol/L硫氰酸钾(KSCN)溶液为2.0 mL,10 mmol/L溴化十六烷基三甲基铵溶液为2.0 mL,pH=4.0时,Pt(Ⅳ)能被定量浮选,而Al(Ⅲ),Co(Ⅱ),Ni(Ⅱ),Mn(Ⅱ)离子不被浮选,实现了Pt(Ⅳ)与这些离子完全分离。对合成水样进行了浮选分离测定。     

DTMSO的合成及其萃金性能研究

研究了环状亚砜衍生物 α-十二烷 -四氢噻吩亚砜 ( DTMSO)的合成及其萃金性能 ,用 0 .1 mol/ L DTMSO从金浓度为 0 .89g/ L的 0 .1 mol/ L HCl的溶液中萃金 ,一次萃取率 >98% ;DTMSO在低酸度盐酸溶液中 ,以中性配合溶剂化机理萃金 ,萃合物组成为 ( HAu Cl4)· 3DTMSO,DTMSO通过氧与金配位 ;高酸度下 ,以离子缔合机理萃金 ,萃合物组成为 ( H· n H2 O· 3DTMSO) + Au Cl- 4 ,萃合物发生内配位转变     

用协萃体系从多金属废水中萃取Ni~(2+)和Co~(2+)（英文）

用协同萃取体系LIX 63和Versatic 10添加/不添加TBP从模拟多金属废水中萃取Ni~(2+)和Co~(2+),并去除杂质离子Mn~(2+),Mg~(2+)和Ca~(2+).向LIX 63/Versatic 10协同萃取体系中加入TBP用于加快Ni~(2+)的反萃,考察了萃取、反萃条件对Ni~(2+)和Co~(2+)萃取率、杂质去除率的影响.结果表明,Lix63,Versatic10和TBP浓度分别为0.6,0.4,0.8 mol/L时,Ni~(2+)和Co~(2+)的协萃系数达到最大,分别为33.29和8.23,且30 min内Ni~(2+)的反萃率达到90%.确定较优萃取操作条件为:萃取温度40±0.5℃、萃取平衡p H=4.5、萃取相比A/O 1:1、皂化率40%;反萃过程用1 mol/L H2SO4为反萃剂,根据Mc Cabe–Thiele图,在萃取相比A/O 1:1的条件下,经过三级逆流萃取,Ni~(2+)和Co~(2+)的萃取率分别达98.6%和99.9%,在反萃相比A/O为1:10的条件下,经三级逆流反萃,负载反萃水相含88.12 g/L Ni~(2+),4.52 g/L Co~(2+),1.21 g/L Mn~(2+),0.27 g/L Mg~(2+),Ca~(2+)低于0.2 mg/L.     

超声萃取分离瓦斯泥硫酸浸出模拟液中的铟铁离子

采用探头超声和震板超声两种强化工艺萃取分离高炉瓦斯泥硫酸浸出模拟液中的铟和铁离子,通过与传统溶剂萃取工艺比较,得出超声强化可在保证较高铟萃取率和反萃率的同时,明显缩短萃取和反萃时间,提高萃取效率. 其中,震板超声较适合铟离子的萃取过程,探头超声较适合铟离子的反萃过程. 采用两种超声强化工艺萃取分离瓦斯泥硫酸浸出模拟液中铟、铁离子的适宜工艺条件为：硫酸浓度1 mol/L,震板超声萃取1 min,铟萃取率达96.5%,铁萃取率为8.5%;盐酸浓度2 mol/L,探头搅拌反萃2.5 min,铟反萃率达71%,铁反萃率为3.8%.     

络合萃取法提取L-苯丙氨酸转化液中的丙酮酸

选用三辛胺 (TOA)萃取L -苯丙氨酸转化液中的丙酮酸 ,研究了萃取时间、稀释剂、萃取剂浓度、水相pH值对平衡常数的影响以及反萃条件。结果表明 :萃取 15min即可达平衡 ,pH值低对萃取有利 ,极性稀释剂有利于萃取 ,TOA浓度以 0 .4～ 0 .6mol/L为好 ,2mol/L的NaOH可有效反萃丙酮酸     

次氧化锌酸性浸出液中直接萃取铟

针对现行湿法炼锌综合回收铟过程中存在的铟分散损失严重和直收率低的问题,采用直接萃取法从次氧化锌酸性浸出液中回收铟,考察了萃取剂浓度、混合时间、硫酸浓度和萃取温度等因素对铟及主要金属离子萃取率及盐酸浓度和相比对铟反萃率的影响,绘制了萃取平衡等温线和反萃平衡等温线,进行了小型模拟实验和连续逆流萃取-反萃实验,重点考察主要金属离子在萃取和反萃过程中的分布与走向.结果表明,以10%P204为有机相,在相比(A/O)为2/1、逆流萃取级数为3级的条件下,浸出液中铟萃取率达99.9%,杂质铁、锌和镉的萃取率分别为1.5%,0.5%和1.1%.得到的负载有机相采用6 mol/L盐酸反萃,相比为1/5时4级反萃后,铟反萃率达100%,镉、锌和铁基本被全部反萃,反萃后的贫有机相可循环使用.     

季铵盐体系金的萃取与反萃

在碱性条件下研究了十六烷基三甲基溴化铵(CTAB)微乳液体系萃取KAu(CN)2. 实验考察了水相金浓度、反萃液中卤素离子、NH4SCN及羟乙基硫醚浓度对金萃取和反萃的影响及有机相中水含量与金萃取的关系. 结果表明：CTAB/己醇/庚烷微乳液体系可将绝大部分金从水相萃取到有机相;随着萃入金的增加,有机相水含量减少. 卤素离子的反萃能力顺序为：KI>KBr>KCl;高KI浓度(>2.0 mol/L)可将有机相中绝大部分(94%)的金反萃出来. 羟乙基硫醚及NH4SCN也是金的良好反萃剂,两者混合可以降低反萃液粘度,又可以减小NH4SCN浓度,而保持较高的金反萃率.     

Solvent Extraction of Au(I) from Auro‐Cyanide Solution with Cetyltrimethylammonium Bromide/Tri‐n‐Butyl Phosphate System using Column‐Shaped Extraction Equipment

Abstract

Solvent extraction of Au(I) from alkaline cyanide solution containing several milligram per liter of gold was investigated with column‐shaped extraction equipment using tri‐n‐butylphosphate (TBP) as extractant with addition of quaternary ammonium salt, cetyltrimethylammonium bromide (CTAB), directly into the aurous aqueous phase in advance. The influences of the volume of TBP and the NaCl concentration in the aurous aqueous phase on Au(I) extraction were investigated. The experimental results for treating 50 L of synthetic auro‐cyanide solution containing 10 mg/L Au(I) and for treating real auro‐cyanide leaching liquor by CTAB/TBP system were reported. The results obtained establish that the column‐shaped extraction equipment was suitable for extracting Au(I) from low content auro‐cyanide solution at high aqueous/organic phase ratio, and that more than 97% of gold(I) could be extracted while the Au(I) concentration in the raffinate was less than 0.3 mg/L. In addition, the stripping of Au(I) from the loaded organic phase and the recycle of the organic phase were also discussed.     

萃取法从盐湖卤水提取铷实验研究

研究了t-BAMBP［4-叔丁基-2-（α-甲基苄基）苯酚］/磺化煤油萃取体系,从提铯后的母液中,萃取分离钾铷的过程。考察了萃取时间、萃取剂浓度、萃取相比等萃取条件、水洗条件和反萃取条件对铷钾分离的影响。确定了适宜的工艺条件为：t-BAMBP浓度为0.7 mol/L,相比O/A=3∶1,萃取时间为5 min;以0.1 mol/L氯化钠溶液为洗涤剂,洗涤相比O/A=4∶1;以0.5 mol/L 氯化氢溶液为反萃剂,反萃相比O/A=5∶1。经过5级逆流反萃,铷的反萃率达到95.6%以上,铷钾的分离系数较高,实现了铷钾分离。     

Extraction and recovery of gold from KAu(CN)2 using cetyltrimethylammonium bromide microemulsions

Extraction and stripping of KAu(CN)₂ from alkaline solution by a w/o microemulsion formed with cetyltrimethylammonium bromide (CTAB) using ¹⁹⁸Au(I) tracer has been investigated. Various parameters, such as the Au(I) concentration in aqueous phase, concentrations of halide ions, NH₄SCN and thiodiethylene glycol in stripping solution as well as the relationship between water and Au(I) concentration in the organic phase in the extraction and stripping of Au(I) were studied. The results show that almost all of the Au(I) in the aqueous phase was extracted into the organic phase. The water content decreased significantly with an increase in Au(I) concentration in the organic phase, contrary to the results of a system with tributyl phosphate (TBP) as cosolvent. Almost all of the extracted Au(I) (～98%) can be recovered with pure thiodiethylene glycol as the stripping agent, and ～93% of the Au(I) is stripped with high concentrations of NH₄SCN(>3.0 mol dm^?3) or KI (>2.0 mol dm^?3). © 2001 Society of Chemical Industry     

溶剂萃取法从提锂后盐湖卤水中提硼的工艺研究

以青海东台吉乃尔盐湖提锂后卤水为原料,用2-乙基-1,3-己二醇分别与异辛醇、异戊醇组合的混合醇从卤水中萃取硼,从萃取剂体积分数、酸度、相比、萃取时间、萃取温度、饱和萃取容量、反萃剂浓度、反萃时间等方面加以实验,获得了混合醇从卤水中萃取提硼的最佳工艺条件:萃取剂体积分数30% ,水相pH为3,相比1:1,萃取时间10 min,最大饱和容量61.4 g/L(B2O3).并与一元醇进行了比较,得出混合醇的萃取效果远好于一元醇.     

从高钙油田水老卤提取硼酸的研究

以青海高钙油田水老卤为原料,考察了萃取相比（有机相与水相的体积比）、异辛醇体积分数、反萃相比等因素对硼萃取和反萃的影响。结果表明：在以磺化煤油为稀释剂、异辛醇体积分数为50%、萃取相比为1、萃取时间为15 min条件下,经过3级逆流萃取,硼的萃取率达到93.22%;在盐酸浓度为0.1 mol/L、反萃相比为1、反萃时间为15 min条件下,经过3级逆流反萃,硼的反萃率达到98.25%。采用异辛醇萃取—盐酸反萃—高温蒸发-低温冷却—重溶-冷却—过虑洗涤—干燥的工艺,可制得符合GB/T 538—2006《工业硼酸》要求的硼酸产品。     

离子液体体系卤水提锂的洗涤工艺研究

溶剂萃取法是盐湖提锂的重要工艺方法。采用磷酸三丁酯（TBP）/1-丁基-3-甲基咪唑双三氟甲基磺酰亚胺盐（[C₄mim][NTf₂]）离子液体体系对高镁锂比盐湖卤水中的锂进行萃取分离提取实验,对负载有机相的洗涤和反萃过程进行了研究。萃取实验：在TBP与[C₄mim][NTf₂]体积比为9∶1、相比（有机相与水相的体积比）为2∶1条件下,锂离子与其他离子的分离系数分别为β（锂/钠）=94.70、β（锂/钾）=148.85、β（锂/镁）=131.81。洗涤实验：系统考察了洗涤剂种类及浓度、相比、洗涤次数等因素对杂质离子洗脱率的影响,结果发现氯化锂和盐酸的混合溶液是从负载有机相中洗涤除去杂质离子的有效洗涤剂。洗涤过程适宜条件：洗涤剂中氯化锂浓度为4 mol/L、盐酸浓度为0.5 mol/L,相比为5∶1,洗涤次数为2次。反萃实验：用稀盐酸（1.0 mol/L）对负载有机相进行反萃取,在相比为1∶1条件下,单级反萃率达到97.81%。研究表明,离子液体体系作为一种新型萃取体系,在高镁锂比盐湖卤水中提取锂具有较好的应用前景。     

电解质对搅拌反应器中气-液分散特性的影响

在直径为0.48 m的椭圆底搅拌槽中,采用以半椭圆管盘式涡轮桨为底桨、上提操作的宽叶翼形桨为中、上层桨的三层组合桨,研究了硫酸钠溶液浓度对搅拌功率和气含率等气液分散特性的影响. 结果表明,相对功率需求(Pg/P0)随硫酸钠溶液浓度升高而下降,但当其浓度大于0.2 mol/L时,Pg/P0几乎不再随浓度变化而变化. 随体系温度升高,Pg/P0上升,但上升幅度略小于去离子水体系. 气含率随硫酸钠溶液浓度增加而提高,但增幅逐渐减缓,硫酸钠浓度为0.5 mol/L时气含率比去离子水体系增大约47%. 随温度升高,气含率有所下降,温度由24℃升至68℃,非凝并体系中整体气含率平均减小11%,而在凝并体系中减小约40%.