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研究了Cyanex272从盐酸介质中萃取Co(Ⅱ)和Al(Ⅲ)的性能。考察了平衡相酸度、振荡时间和平衡相温度对萃取的影响,结果表明,分配比在一定时间内随振荡时间、平衡相温度的增加而增加。在溶液温度为40℃、pH3.38、振荡时间为25min时,Al(Ⅲ)能很好地被萃取;而在pH4.08、振荡时间为20min时,Co(Ⅱ)能很好地被萃取。萃取Co(Ⅱ)和Al(Ⅲ)的过程为吸热过程,随着温度的升高两离子的分配比都增大。在振荡时间为25min、溶液pH3.38、温度为40℃时,两离子的分离系数最大,Co(Ⅱ)-Al(Ⅲ)能很好地分离。 相似文献
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赤泥是铝工业生产过程中的废弃物,其中含有有价值的金属钪,通过盐酸浸出、有机溶剂萃取可实现钪的富集分离。当选用w(P204)为1%和w(TBP)为1%的萃取剂、1∶1的V(O)∶V(A)(O为有机相,A为水相)时,在3 mol/L的酸度下进行10 min振荡萃取后,钪的提取率可达到90%以上,铁的提取率只有3.6%,钪与铁的分离系数为312,为后续钪的进一步提取提供了有力的条件。 相似文献
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研究了用二正辛基硫醚对银(Ⅰ)、铅(Ⅱ)的萃取性能,并测定了两者的分离系数。实验研究结果表明,通过水相氯离子浓度和两相混合时间可以获得良好的分离效果。 相似文献
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研究了用异丙醚和TBP从碲铋矿盐酸浸出液中以分步萃取法分离铁与碲。用异丙醚萃取分离铁,萃取条件为溶液酸度7.2mol/L,Va/Vo=3/4,萃取时间1.5min;用蒸馏水反萃取,反萃取时间1.0min,反萃取相比Va/Vo=1/1。铁萃取率为99.92%,碲萃取率仅1.60%,铁与碲分离效果很好。萃余液中的碲用30%TBP-煤油溶液萃取,萃取条件为酸度6mol/L,萃取相比Va/Vo=1/2,萃取时间2min;用蒸馏水反萃取,反萃取相比Va/Vo=1/1,反萃取时间10min,1次2级萃取碲,1次4级反萃取碲,碲反萃取率接近100%。 相似文献
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研究了采用DBC作为萃取剂,从酸性溶液中萃取分离Pd(Ⅱ),Pt(Ⅱ)的性能。分别考察了DBC体积分数、混合液的酸度、萃取时间、相比(O/A)对萃取分离Pd(Ⅱ),Pt(Ⅱ)性能的影响。通过正交实验得出Pd(Ⅱ)与Pt(Ⅱ)萃取分离的适宜条件,即DBC体积分数为10%、萃取时间t=10m in、相比O/A=1、盐酸浓度为2mol/L,Pd(Ⅱ)与Pt(Ⅱ)的分离萃取系数为320。实验分别研究了采用氨水进行反萃Pd(Ⅱ)和采用NaC l进行反萃Pt(Ⅱ)的性能,得出了Pd(Ⅱ)和Pt(Ⅱ)的反萃取条件。 相似文献
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以二异丁基甲酮(DIBK)作萃取剂,以TBP或P204作改质剂,从不同酸性介质中萃取分离锆铪。考察酸性介质、TBP加入量、P204加入量和盐析剂(NH4)2SO4等对萃取分离锆铪效果的影响。结果表明:DIBK只有在HSCN介质中优先萃取铪,改质剂TBP或P204的加入能显著增加铪的萃取率和锆铪的分离系数。锆铪的分离系数可达到9,与MIBK萃取分离锆铪的性能相似。 相似文献
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电镀污泥是一种具有资源和危害双重特性的人造富矿典型危险废物。采用NH4Cl和CaCl2为复合氯化剂,同时引入FeSO4·7H2O为强化剂,采用强化氯化焙烧的方式,通过控制调节温度场梯级分离电镀污泥中的Cr、Ni、Cu,并探究其梯级分离机制。热力学计算表明,电镀污泥中Ni、Cr、Cu的主要物相(Cr2O3除外)均能被HCl或Cl2氯化成相应金属氯化物。试验结果表明:NH4Cl在大约400℃分解产生HCl,首先将电镀污泥中Ni、Cr、Cu的主要物相进行氯化,生成的少量CrCl3在500℃左右挥发;在700℃时,FeSO4·7H2O分解产生SO2和O2促进CaCl2分解生成Cl2进行二次氯化;生成的NiCl2在800℃时大量挥发,挥发过程可采用零... 相似文献
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修饰聚合物盐水液-固萃取体系分离钪(Ⅲ)和镨(Ⅲ)的研究 总被引:3,自引:0,他引:3
究了Sc和Pr在聚乙二醇 亚氨基二乙酸 (简称PEG IDA)混合Tween 80 盐 水液 固萃取体系中的分配行为 ,讨论了修饰物用量、萃取酸度、吐温用量及分相盐种类和浓度对其萃取率的影响 ,筛选出最佳萃取分离条件 ,控制萃取酸度 ,实现了Sc和Pr的分离。并用pH电位法在 3 0℃的 0 .1mol·L- 1 KNO3溶液中测定了PEG IDA的离解常数以及PEG IDA与Sc和Pr形成的配合物的稳定常数 ,研究了稳定常数与稀土在PEG IDA修饰聚合物 盐 水液 固亲和萃取体系中分配行为的关系 ,并据此对该体系富集分离稀土的机制进行了初步探讨。结果表明 :Sc和Pr是通过与PEG IDA形成配合物而被萃入固相的。 相似文献
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研究了硫酸铵存在下结晶紫-碘化钾体系萃取钯(Ⅱ)的行为及其与一些金属离子分离的条件。结果表明,当溶液中硫酸铵、碘化钾、结晶紫的浓度分别为0.05 g.ml-1,2.0×10-2mol.L-1,2.0×10-4mol.L-1,pH=4.0时,Pd(Ⅱ)可与Ga(Ⅲ),Mn(Ⅱ),Ni(Ⅱ),Al(Ⅲ),Co(Ⅱ),Rh(Ⅲ),U(Ⅵ),Fe(Ⅱ)离子定量分离,对合成水样和钯镍电镀液中的钯进行了定量萃取分离测定,结果满意。 相似文献
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预分离萃取法是首先用少量级数对待分离的原料进行预先分离,然后再流入级数较多的、进行相邻元素间分离的细分离工艺,从而减少进入级数较多的相邻元素分离工艺的料液量。因而,整体工艺的萃取槽体积减少25%~40%,有机相、水相及稀土金属的存槽量减少25%~40%,酸碱消耗也减少30%~40%,废水排放量大为减少。预分离工艺有多种形式,相邻元素间的细分离工艺也有多种类型。本文介绍了预分离萃取法的形成缘由、基本原理,使用这种方法的基本原则和它的各种工艺形式,以及用预分离萃取法分离低钇离子稀土矿的新工艺。 相似文献
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研究了氯化钠-四丁基溴化铵体系分离Au(Ⅲ)的行为及与其他贵金属离子分离的条件。实验结果表明,在水溶液中,Au(Ⅲ)与氯化钠、四丁基溴化铵形成不溶于水的三元缔合物(AuCl4-.TBAB+),此缔合物沉淀浮于盐水相上层形成界面清晰的液-固两相。当溶液中氯化钠、四丁基溴化铵的浓度分别为2.5×10-3mol/L和4.0×10-4mol/L,pH值为3.0时,Au(Ⅲ)的浮选率达到99.6%以上,而Pd(Ⅱ),Rh(Ⅲ),Ru(Ⅲ),Pt(Ⅳ)和Ir(Ⅳ)离子在该体系中不被浮选,实现了Au(Ⅲ)与这些贵金属离 相似文献
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从氨浸电镀污泥产物中氢还原分离铜,镍,锌的研究 总被引:17,自引:0,他引:17
本研究采用湿法氢还原对电镀污泥氨浸产物中的铜、镍、锌等有价金属进行了分离回收,对氩浸产物进行焙烧,酸溶处理后,在硫酸铵体系弱酸性溶液中氢还原分离出铜粉,然后在氨性溶液中氢还原提取镍粉,最后沉淀加嘏氢还原尾液中的锌,有价金属的回收率达98-99%。本文提出的流程简单,设备投资少,在工业环境保护方面有较广应用价值。 相似文献
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提出了利用磷酸盐从还原预处理后的电镀污泥浸出液中优先分离铬的工艺,并从理论上证明了铬铁分离的可行性,探讨了磷酸钠用量、溶液初始pH、反应温度、保温时间对铬铁分离效果的影响。优化条件为:PO_4~(3-)/Cr~(3+)摩尔比1.1、溶液初始pH 2.0、反应温度80℃、保温时间60 min、搅拌转速400r/min,铬和铁沉淀率分别为96.0%和0.68%,铬铁单级分离系数141.2。 相似文献
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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. 相似文献
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比较了强酸性、强碱性、弱酸性、弱碱性和两性等5种离子交换纤维对Cr(Ⅲ)和Cr(Ⅵ)的分离能力,结果表明,强酸性和强碱性离子交换纤维对Cr(Ⅲ)和Cr(Ⅵ)的分离效果最好。分离后的Cr(Ⅲ)和Cr(Ⅵ)可用电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测量。优化了纤维柱分离Cr(Ⅲ)和Cr(Ⅵ)的条件。pH 3.0的含铬试液以2~6 mL/min的流速上柱,当采用强酸性纤维柱进行分离时,用10 mL pH 1.0的硝酸预淋洗Cr(Ⅵ),再用10 mL 2.0mol/L硝酸洗脱Cr(Ⅲ);当采用强碱性纤维柱进行分离时,试液需先加入5 mL 0.005 mol/LEDTA溶液掩蔽Cr(Ⅲ)后上柱,用10mL pH 1.0的稀盐酸预淋洗Cr(Ⅲ),再用10 mL 3.0mol/L硫酸洗脱Cr(Ⅵ)。采用强酸性纤维柱时Cr(Ⅲ)和Cr(Ⅵ)检出限分别为1.06 ng/mL和0.60 ng/mL;采用强碱性纤维柱时Cr(Ⅲ)和Cr(Ⅵ)检出限分别为1.03 ng/mL和1.15ng/mL。该方法成功应用于分离和测定管网水、池塘水样和土壤提取液中的Cr(Ⅲ)和Cr(Ⅵ)。加标回收实验表明,采用强酸性纤维柱进行分离时,Cr(Ⅲ)的回收率为90.0%~108%,相对标准偏差为0.3%~5.3%,Cr(Ⅵ)的回收率为91.7%~107%,相对标准偏差为0.3%~4.4%;采用强碱性纤维柱进行分离时,Cr(Ⅲ)的回收率为93.1%~105%,相对标准偏差为0.4%~5.0%,Cr(Ⅵ)的回收率93.8%~105%,相对标准偏差为0.1%~6.2%。 相似文献