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石煤酸浸提钒工艺研究 总被引:6,自引:0,他引:6
以安徽某地石煤矿为原料,采用全湿法流程提取其中的钒,研究了硫酸直接浸出过程中浸出时间、矿石粒度、温度以及酸度对钒浸出率的影响。结果表明钒的浸出率随温度和酸度的升高而升高;当矿石粒度小于0.154mm时,钒浸出率随矿石粒度变小而变小。钒的最高浸出率可达81%。 相似文献
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采用聚合硫酸铁(PFS)法处理镍钼矿酸浸液萃钼余液中的重金属离子和化学耗氧量(COD),考察双氧水用量、PFS用量、搅拌时间、pH对余液中Zn~(2+)、Pb~(2+)、Ni~(2+)及COD含量的影响。结果表明,在双氧水用量20 mL/L、PFS用量60 mg/L、搅拌时间90 min、pH 11.0的条件下,COD可降至500 mg/L以下,去除率高达89%,重金属离子均达到GB 8978-1996污水综合排放一级标准。 相似文献
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针对现行的湿法炼锌渣中提取锗的研究现状,采用新型萃取剂HBL101从锌置换渣的高酸浸出液中直接萃取锗,考察了料液酸度、萃取剂体积分数、萃取温度、萃取时间和相比对萃取的影响以及氢氧化钠质量浓度、反萃温度、反萃时间和反萃相比对反萃的影响,并对萃取剂转型条件进行了研究.实验表明:有机相组成为30%HBL101+70%磺化煤油(体积分数)作为萃取剂,料液酸度为113.2 g·L-1H2SO4,其最佳萃取条件为萃取温度25℃,萃取时间20 min,相比O/A=1∶4.经过五级逆流萃取,锗萃取率达到98.57%.负载有机相用150 g·L-1NaOH溶液可选择性反萃锗得到高纯度锗酸钠溶液,其最佳反萃条件为反萃温度25℃,反萃时间25 min,相比O/A=4∶1.经过五级逆流反萃,反萃率可达到98.1%.反萃锗后负载有机相再用200 g·L-1硫酸溶液反萃共萃的铜并转型,控制反萃温度25℃,反萃时间20 min,O/A=2∶1.经过五级逆流反萃,铜反萃率可达到99.5%并完成转型,萃取剂返回使用. 相似文献
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从某地铝土矿中直接提取稀土的可行性研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对我国某地新发现的含有少量稀土元素的铝土矿,探讨了用离子交换法,采用盐溶液渗滤浸出及搅拌浸出提取稀土的可能性。根据试验结果,参考对Al2O3的X光衍射分析结论,配合以选择性酸浸法提取稀土的试验,认为该铝土矿中以吸附相存在的风化壳淋积型稀土矿比例很小,大部分为未风化的稀土独立矿物。 相似文献
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石煤钒矿碱性浸出液提取钒新工艺 总被引:1,自引:0,他引:1
研究了从石煤钒矿碱性浸出液中回收钒的新工艺,该工艺包括初步除硅、碱性萃取钒、洗涤除硅、反萃钒四个步骤.结果表明:控制初步除硅终点pH值为9.5,萃取剂(N263)与水的相比O/A=1/4,采用pH=10的Na2CO3作洗脱液,碱浸液的除硅率可达99.58%.该工艺过程简单,钒收率高,钒硅分离效果好. 相似文献
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离子交换法从石煤含钒浸出液中提钒的研究 总被引:3,自引:1,他引:3
采用离子交换法对从石煤矿含钒浸出液中提钒进行了研究。着重考察了树脂类型、吸附接触时间、pH值等对钒吸附率的影响。试验结果显示:在pH=4,吸附接触时间为60 min时,树脂对钒的吸附工作容量大于260 mg.ml-1湿树脂,钒回收率大于99%。采用3 mol.L-1的NaOH溶液做解吸剂,解吸效果很好,解吸液钒浓度最高可达150 g.L-1以上。硫酸型和氯型树脂对钒的吸附性能无太大的差别。在工业化扩大试验中,该树脂吸附工作容量达到280 mg.ml-1湿树脂以上,解吸液V浓度最高达到200 g.L-1以上。工业化扩大试验证明:采用特种离子交换树脂进行石煤提钒新工艺不但可缩短工艺流程,而且可大大提高金属回收率。该技术如能在石煤提钒行业推广将对其产生一定的影响,具有显著的经济意义。 相似文献
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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,VO/VA=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VO/VA=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. 相似文献
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镍钼矿全湿法浸出工艺研究 总被引:3,自引:0,他引:3
采用酸性氧化浸出-酸渣碱浸工艺对镍钼矿进行了浸出回收。结果表明:在盐酸用量为0.52 mol(每100 g原矿),固体氧化剂N1用量为原矿质量的60%,液固比为3∶1,温度90℃左右,浸出时间2 h的条件下,镍、钼浸出率分别为92%、60%;在氢氧化钠用量为酸浸氧化后干渣质量的45%,液固比为3∶1,温度40~50℃左右,浸出时间15 min的条件下,钼浸出率可达90%以上,钼的总回收率在96%以上。该工艺流程简单、能耗较少、镍钼回收率高,可避免火法脱硫的烟气污染。 相似文献