采用HBL101从锌置换渣高酸浸出液中萃取锗

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-1 H2 SO4,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-1 NaOH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.     

铜转炉烟灰酸浸净化液中锌的萃取分离

以p204为萃取剂,260号磺化煤油为稀释剂,从铜转炉烟灰酸浸净化液中萃取分离锌.考察萃取振荡时间、p204的体积分数、相比率(O/A)以及料液初始pH值对锌萃取率的影响.通过正交实验和单因素分析确定p204从铜转炉烟灰酸浸净化液中萃取分离锌的主要影响因素和最佳工艺条件.研究表明:室温条件下,当萃取平衡时间为6 min,p204的体积分数为30%,相比率(O/A)为2∶1,料液初始pH值为3.0时,锌的一级萃取率达到57.32%.经4级错流萃取可以将料液中锌的质量浓度降低到0.027 g/L,锌萃取率达到97.26%.负载有机相经2 mol/L的H2SO4反萃,锌可完全反萃.     

N235-硫酸-助萃体系锑萃取性能研究

为了改进从铜电解液中脱除锑的工艺,通过在硫酸体系料液中加入助萃剂研究N235对锑的萃取性能。考察助萃剂浓度、N235体积分数、相比、水相硫酸浓度、萃取时间及温度对锑萃取率的影响。研究结果表明:助萃剂浓度、N235体积分数和相比是影响锑萃取率的主要因素;在有机相组成为20%N235+10%异辛醇+70%磺化煤油(体积分数)、助萃剂浓度为0.1 mol/L、硫酸浓度为3 mol/L、相比为1:1,震荡时间为5 min时,单次锑萃取率大于60%。     

四川里伍铜矿尾矿生物浸出液中回收铜、锌的研究

为回收里伍铜矿尾矿生物浸出液中铜和锌,采用"萃取-沉淀"工艺流程,以CuSO_4/ZnSO_4水溶液-Lix984N/煤油-H_2SO_4体系为对象,考察料液pH值、萃取时间、相比等参数对铜萃取的影响及萃余液中锌的沉淀回收等。结果表明,当料液pH值为2.3、转速180r/min、萃取时间为4min、Lix984N体积分数为4%、相比(有机相和水相的体积比,O/A)为1.0时,铜萃取率为98.65%,锌萃取率为12.28%,铁萃取率为8.93%;当反萃取时间为2min、相比为1.0、硫酸质量浓度为100g/L时,铜离子的反萃取率为94.51%。Na_2CO_3用量与Na_2CO_3理论用量比为1.5g/g时,萃余液中锌沉淀率为99.32%。沉淀渣中锌、铁质量分数分别为39.56%和0.86%。"萃取-沉淀"工艺能有效回收里伍铜矿尾矿生物浸出液中的铜和锌。     

萃取法去除贫软锰矿浸出液中钙、镁离子的研究

对贫软锰矿经两矿法处理得到的、主要成分为硫酸锰的浸出液进行了深度去除钙、镁离子的萃取工艺研究.研究结果为:以体积分数为30%,皂化率为60%的P204与磺化煤油组成有机相,在温度25℃,相比O/A为3∶1,控制料液初始pH值为6的条件下进行萃取时,钙、镁离子的萃取率分别达到99.37%和90.62%,料液中钙、镁离子的含量可以降至100ppm以下,可以得到深度去除钙、镁离子的高纯硫酸锰溶液.负载有机相经4.0mol/L的硫酸溶液反萃,金属离子基本被反萃完全.设计了利用浸出净化液及反萃液制备高纯锰化合物的经济可行的工艺流程,从而实现了硫酸锰浸出液的全流程综合应用.     

用P507萃取分离钴及草酸反萃制备草酸钴

研究锂电池浸出液中钴、镍、锂的P507萃取分离方法,通过直接采用草酸反萃富钴有机相得到草酸钴产品.实验对含有53.8 g/L 钴的料液进行萃取.研究结果表明最佳萃取条件如下:有机相组成(体积分数)为25%P507+5%TBP+70%磺化煤油,萃取剂皂化率为70%,水相初始pH为3.5,常温下萃取10 min,有机相与水相的相比ψ(O)/ψ(A)为1.5:1.0,通过3级错流萃取,钴的萃取率达99.5%,锂和镍的萃取率仅为4.9%和3.1%:P507萃取分离钴、镍、锂过程的焓变分别为: -2.043,-0.812和1.586 kJ/mol;直接使用草酸反萃富钴有机相,得到分相良好的油一水一固3相,最优反萃工艺为:0.03 g草酸/mL富钴萃取剂,温度为40℃,ψ(O)/ψ(A)=1.0:2.5,钴的反萃率达99.5%,反萃后的萃取剂和水相均可再生循环利用.     

从硫化矿高酸浸出的硫酸锌溶液中萃取提锗全流程研究

研究在硫酸锌溶液中用萃取法提取锗,萃取剂为7815(氧肟酸),稀释剂为磺化煤油,添加剂为T试剂,反萃剂为NaOH,原料液为云南会泽铅锌矿硫化锌高温、高酸、高铁浸出溶液;工艺就萃取体系的选择,金属的萃取平衡,工艺参数的确定,工艺流程的设计以及工艺流程的串级实验等进行了深入研究,取得了锗萃取率大于96%,反萃率大于97%,锗精矿含锗大于30%的结果。     

采用熟化-浸出-萃取法从黄磷电炉电尘浆中提取镓

在硫酸、盐酸直接浸出镓实验的基础上,进行硫酸直接浸出镓的动力学模拟,研究一种利用浓硫酸恒温熟化预处理、以磷酸三丁酯(TBP)为萃取剂从黄磷电炉电尘浆中提取镓的方法.研究结果表明镓浸出过程符合表面化学反应控制;提取镓的适宜实验条件是当反应体系中硫酸浓度为6.5 mol/L,液固比为3-2,200 ℃恒温熟化2.5 h,然后于90 ℃水浴中搅拌浸出1.5 h,镓的浸出率为90%左右;以TBP 为萃取剂在6.0 mol/L HCl 体系中萃取镓,萃取率达99%;以1 mol/L NaCl 为反萃剂,在有机相与水相的体积比为2-1 的条件下,反萃率在98%以上;经过进一步浓缩、纯化,可以获得含镓4.5 g/L 的富集物.     

使用P204从甲基磺酸溶液中萃取铟的研究

以粗铅电解后液的甲基磺酸溶液为原料,使用萃取剂P204从甲基磺酸溶液中萃取铟。考察萃取剂体积分数、水相组成、搅拌时间、温度、相比等因素对铟萃取率的影响,模拟理论级数的逆流萃取。研究结果表明:在萃取剂体积分数为55%,甲基磺酸浓度为0.52～1.04mol/L,水相pH为0.5～2.0,搅拌时间为1.5min,温度为20～30℃,水相和有机相体积比为4:1的最优条件下,铟的平均萃取率达到98%以上;经过2级逆流萃取,铟萃取率达到99%;通过斜率法和红外光谱技术得到萃合物的分子式及萃取反应式,证实P204中的羟基—OH参加成键,并与游离的铟离子发生取代反应。     

赤泥硫酸熟化浸出液中镓的萃取试验

从赤泥中富集回收金属镓,利用浓硫酸对赤泥样进行恒温熟化-水浸后的浸出液进行萃取,研究了丁基罗丹明B-正丙醇-硫酸铵萃取镓的行为;同时讨论了萃取温度、萃取时间、硫酸铵质量和正丙醇体积分数对镓萃取率的影响。通过单因素实验确定优化的赤泥中镓萃取工艺条件为:萃取时间15 min,萃取温度为室温,正丙醇体积分数为30%,硫酸铵质量为4.5 g时,镓的萃取率最大为82%。     

Cl~-助萃作用下N235萃取脱除铜电解液中锑铋

采用溶剂萃取法脱除铜电解液中的杂质,通过在铜电解液中加入助萃剂研究萃取剂N235对Sb和Bi的萃取性能。考察N235体积分数、助萃剂浓度、有机相与水相的体积比(相比)、萃取时间等因素对Sb和Bi萃取率的影响。研究结果表明:在有机相组成(体积分数)为20%N235+10%异辛醇+70%磺化煤油,助萃剂浓度为0.1 mol/L,相比为1:1时,铜电解液经单级萃取,Sb和Bi的萃取率(质量分数)分别为56.1%和96.6%。在有机相组成和助萃剂浓度保持不变的情况下,相比为2:1时,铜电解液经过7级逆流萃取,Sb的萃取率为86.0%,Bi的萃取率为97.1%。7级逆流萃取平衡有机相经氨水沉淀反萃—水洗—酸化处理后,Sb和Bi总反萃率可达98.4%和96.5%,有机相可循环使用。     

基于田口法的生物浸出液萃铜工艺的优化

基于田口方法,提出了采用萃取剂LIX984N从高铁生物浸出液中萃铜工艺的优化方法,对萃取率及反萃率进行信噪比分析和方差分析.结果表明,萃取过程中,萃取剂体积分数和相比对萃取率的贡献率较大,分别达到32744%,34180%,时间为较重要因素,pH值对信噪比影响较小.优化后的工艺参数:萃取剂体积分数为30%,相比(V(O)/V(A))为2∶1,时间为600s,pH值为15;反萃过程中,相比及时间为显著因子,温度为不显著因子.优化后的工艺参数:相比(V(O)/V(A))为1∶2,时间为600s,反萃温度为30℃.在优化后的条件下进行萃取—反萃—电积实验,萃取率达到9991%,反萃率达到9856%,电流效率达到92594%.     

柯胜男 侯斌 刘锦卉 郭晓娟 赵婷婷王海芳*

从赤泥中富集回收金属镓,利用浓硫酸对赤泥样进行恒温熟化-水浸后的浸出液进行萃取,研究了丁基罗丹明Ｂ－正丙醇－硫酸铵萃取镓的行为,同时讨论了萃取温度、萃取时间、硫酸铵质量和正丙醇体积分数对镓萃取率的影响。通过单因素实验确定优化的赤泥中镓萃取工艺条件为：萃取时间15min,萃取温度为室温,正丙醇体积分数为30%,硫酸铵质量为4.5g时,镓的萃取率最大为82%。     

镍钼矿冶炼渣酸浸液的萃取争化及氧化亚镍的制备

用溶剂萃取的方法从镍钼矿冶炼渣酸浸液中回收镍并制备氧化亚镍粉末.研究结果表明:有机相中萃取剂2-乙基己基膦酸-单-2-乙基己基酯(PC-88A)的添加量、相比(即水与油的体积比)、萃取时间、料液的pH对镍萃取有显著的影响,温度对镍的萃取影响很小.最佳萃取工艺条件如下:萃取剂(PC-88A)体积分数为30%,相比为3:1,料液的pH为6.7,萃取时间为3 min,萃取温度为30℃,在此最佳条件下进行二级错流萃取,镍的萃取率为99.6%.反萃的最佳条件如下:相比为1:3,盐酸的浓度为2 mo1/L,反萃时间为3 min,在此最佳条件下,一级镍的反萃率为99.3%.用反萃得到氯化镍先制备草酸镍,然后煅烧,得到纯度达99%氧化亚镍粉末.     

在压力场下从石煤中提取五氧化二钒的工艺

对贵州某地石煤进行加压酸浸提钒实验研究。在压力场条件下考察几种主要因素对钒浸出率的影响。得到的最佳技术条件为:反应时间3 h,硫酸质量浓度200 g/L,浸出温度180℃,搅拌转速580 r/min;在此条件下,钒浸出率(质量分数)为76%。两段逆流浸出实验结果表明:钒浸出率可达90%以上。浸出液经过废酸回收、还原、调整pH等预处理后,采用溶剂萃取的方法能够有效地分离和富集钒,钒萃取率可达98.1%,反萃率为99.14%;用氨水沉淀反萃液中的钒,沉淀物(多聚钒酸铵)在550℃煅烧3 h即可产出纯度为99%V2O5;全流程钒回收率为85%左右。     

不同萃取体系分离微生物浸出液中低含量镍钴

采用P507-Cyanex272混合萃取体系分离微生物浸出液中的镍钴,实验结果表明该体系具有较好的协萃效应.结合低含量镍钴的微生物浸出液体系高酸度、低钴镍比的特点,对比了P507、Cyanex272和P507-Cyanex272三种萃取体系对镍钴的萃取分离效果,确定了在初始pH值1.5~2.2、对应的平衡pH值4.00~5.25条件下P507-Cyanex272协萃体系有较好的镍钴分离效果.系统考察了室温28℃下协萃体系各影响因素对镍钴分离的影响,确定协同萃取的最佳工艺为:P507与Cyanex272摩尔比3︰2,皂化率60%,萃取剂体积分数10%,有机相(由萃取剂与煤油组成)和水相体积比1︰4.在此条件下钴的一级萃取率为99.16%,镍钴分离系数为932.59.     

用Lix973选择性萃取氨性浸出液中的铜和钴

采用Lix973作萃取剂,硫酸作反萃剂,从氨性浸出液中萃取分离铜和钴。研究萃取剂体积分数、有机相与水相的体积比(相比)、混合时间、反萃剂质量浓度、反萃相比和反萃时间对萃取分离铜和钴的影响,确定获得Lix973萃取分离铜的优化条件。研究结果表明最佳萃取铜的条件为:室温下有机相与水相的体积比1:1,混合时间2 min,萃取剂Lix973体积分数5%。在此实验条件下,铜的一级萃取率达到99.29%;最佳反萃铜的条件为:室温下反萃相比2:3,反萃时间1 min,硫酸质量浓度160 g/L。在此实验条件下,铜的一级反萃率为96.13%。     

萃取-反萃取以提取酸溶液中的镓

以磷酸三丁酯为萃取剂,NH4Cl为反萃剂,系统探究了不同萃取环境下萃取和反萃取效果,实验结果表明,在6 mol/L的盐酸体系中,将体积分数为30%的TBP,按1∶1的相比,震荡6 min以萃取25 mg/L的镓溶液,萃取率达98.61%~98.69%,硫酸-氯化钠体系也可实现良好的萃取效果,此外还考虑了其他离子的干扰作用。而在pH=5.5,反萃取剂浓度为2.5 mol/L,反相比为2∶1的条件下,反萃取率可达100%,优化了萃取-反萃取条件,实现了镓的高效回收。     

络合萃取对煤制气洗涤废水中酚的回收

用磷酸三丁酯(TBP)和煤油组成溶剂萃取体系有机相,对煤制气洗涤过程中产生的高浓度含酚废水进行了萃取和反萃处理研究.探讨了影响苯酚萃取的因素如废水pH和TBP体积分数,考察了反萃剂氢氧化钠溶液质量分数对反萃效果的影响;同时,对萃取和反萃过程中有机相的重复使用问题进行了研究.实验结果表明,当废水的pH=3～6时,一级萃取率可达90%以上,CODCr去除率达到80%以上;二级萃取率达到40%左右,苯酚总的萃取率达到95%以上;当氢氧化钠溶液质量分数为4%～10%时,反萃率可达80%以上;TBP-煤油有机相可在萃取和反萃的过程中多次重复使用.     

钛白废酸无焙烧直接浸出提钒短流程新工艺及装备研究

钒钛磁铁矿是我国主要提钒资源,广泛地分布于我国的攀枝花、承德地区。以钠化焙烧—水浸为代表的焙烧浸出工艺存在着污染环境、金属回收率不高的问题,目前正被逐步改进。据统计每生产1 t钛白粉就会排出20%的废酸8~10 t,而中国钛白行业年产废硫酸达到600万吨,直接排放将造成严重的环境污染。该报告围绕无焙烧直接加压酸浸提钒技术中的直接加压酸浸、浸出液中有价元素分离、新型加压连续浸出反应器研发、系统内物流循环与利用、浸出渣的综合利用、工艺放大等研究内容进行,通过相关研究取得以下成果:(1)研究并对比了无焙烧常压酸浸、无盐氧化焙烧常压酸浸、无焙烧氧压酸浸3种提钒过程的现象,结果表明:相比无焙烧常压酸浸、无盐氧化焙烧常压酸浸等2个工艺,明显地具有反应快速、高效的特点。(2)采用硫酸体系加压浸出四川攀枝花地区的转炉钒渣,矿物学表明,转炉钒渣中的主要物相为尖晶石相、钛铁矿相以及铁橄榄石。加压浸出过程中,铁橄榄石和尖晶石相逐渐分解,钒、铁被浸出进入浸出液,部分未反应的钛、硅相在浸出渣中富集。(3)对该技术核心加压酸浸过程进行了放大实验研究,对实验室研究结果进行了验证,放大实验研究结果表明:钒的浸出率随着初始酸度的增加而增加,随着液固比的增大而增大。在加压温度150℃,硫酸浓度300 g/L,搅拌转速300 rpm,浸出时间90 min,液固比8∶1的条件下,钒的浸出率可达到99.10%。(4)提钒酸浸液萃取最优工艺条件为:常温,还原剂用量20 g/L、浸出液p H=2.0、有机相组成为20%P2O4,5%TBP,75%磺化煤油、相比(O/A)=1∶1、震荡时间5 min,钒的一级萃取率达到74.49%,Fe的萃取率仅为1.92%。在最优条件下,进行4级错流萃取,钒的总萃取率可达97.89%。以硫酸为反萃液进行反萃,其最优工艺条件为:反萃时间t=4 min、反萃液浓度200 g/L、反萃相比(O/A)=1∶1时,钒的反萃率达到98%以上。