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%。     

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.     

纳米铜粉废水中铜离子的选择性萃取回收

采用Lix984为萃取剂,硫酸为反萃取剂,对废液中的铜进行了选择性萃取研究,分析了萃取机理,论述了不同因素对铜萃取率的影响。     

萃取法回收水厂污泥中铝的技术研究Ⅱ.浆液萃取法

以水厂污泥为原料,二-(2-乙基己基)磷酸为萃取剂,煤油为稀释剂,研究了浆液萃取铝回收技术。结果表明:含固率为5%的浆液直接采用P204-煤油萃取,在pH=5.0、cP204=0.5 mol/L、相比(VO∶VA)为1∶1的条件下,铝萃取率可达96.9%以上,萃取剂回收率达到98%以上。以5 mol/L硫酸作为反萃剂,相比5∶1的条件下经3级反萃,可回收97.6%的铝,且反萃液符合液态商品硫酸铝的质量标准,可作为混凝剂利用。     

萃取法回收水厂污泥中铝的技术研究Ⅰ.清液萃取法

水厂污泥的铝含量高,是一种重要的铝再生资源。研究了液相离子交换萃取法铝回收技术。采用P204-煤油作为萃取剂,与水厂污泥的酸溶浸出液反应,经3级错流萃取,铝萃取率可达96.3%。以5 mol/L硫酸为反萃剂,在相比(VO∶VA)为5∶1的条件下经3级反萃,铝反萃率达到98.9%,反萃液符合液态商品硫酸铝的质量标准,可作为饮用水处理的混凝剂回用。     

萃取法脱除工业级硫酸锰溶液中钙和镁离子

以P507和羧酸A混合物为萃取剂,从工业级硫酸锰溶液中选择性萃取脱除钙和镁离子.考察硫酸锰溶液初始pH值、混合萃取剂(x（P507）∶x（羧酸型A）=1∶1)的体积分数、皂化率和相比等因素对萃取脱除钙、镁杂质的影响.实验结果表明,在硫酸锰溶液初始pH值2.3、混合萃取剂体积分数20%、皂化率20%、相比（O/A）2∶1、萃取温度30 ℃条件下,选择性地萃取脱除钙和镁离子,锰回收率为83.9%.脱除钙和镁的硫酸锰溶液用活性吸附,浓缩结晶并干燥,获得的一水硫酸锰产品符合电池级高纯硫酸锰的要求,钙和镁质量分数分别为38.4×10^-6和41.7×10^-6.     

从无铁渣湿法炼锌流程还原补锰液中萃取铟

考察了P₂0₄对Fe²⁺，Mn²⁺，Zn²⁺及In³⁺的硫酸盐模拟溶液中各种金属离子的萃取性能，然后对真实溶液无铁渣湿法炼锌流程中高酸浸出液的还原补锰液中的铟进行萃取分离.确定了萃取分离铟的最佳条件为：(ⅰ)有机相组成分为30%P₂0₄+70%磺化煤油；（ⅱ）温度20　℃±；（ⅲ）级数3级；（ⅳ）相比O/A=3∶1；（ⅴ）时间5　min，在最佳条件下，铟的萃取率≥99.4%，P204对In³⁺，Zn²⁺，Mn2⁺　３种金属的萃取饱和容量分别为54.0　g·L^-1，22.0　g·L^-1和2.0　g·L^-1，全流程铟的直收率达到77.58%，总回收率≥95.0%，比传统提取铟流程回收率提高20%以上.     

含钼的酸性料液中回收钼的研究

采用N235从无机酸体系中萃取钼,考察了影响萃取主要因素,筛选出反萃取条件。萃取钼的最佳条件为:以N235作为萃取剂,浓度为816.00μg/mL含Mo酸浸液为研究对象,确定N235浓度为1.0%,萃取温度为室温(25℃),相比W/O为2∶1,萃取级数为2级,硫酸浓度为0.13 mol.L-1,此时萃取率达到97.38%;反萃时选用氨水浓度为0.27 mol.L-1,相比O/W为1∶1,反萃级数为2级,此时反萃率为99.19%.     

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.     

采用P507(HEH/EHP)从废FCC催化剂中回收稀土

废FCC催化剂(废石油催化炼化催化剂)中含有2%以上的富La或富Ce稀土,用盐酸浸取后可得到含有稀土元素和非稀土杂质的氯化稀土溶液。研究用P507(2-乙基己基膦酸单-2-乙基己基酯,HEH/EHP)从盐酸介质中萃取稀土的工艺方法,考察萃取分离稀土的主要影响因素。试验结果表明:可以从P507-煤油-盐酸体系中有效地萃取出稀土元素,较好地实现稀土元素和非稀土杂质的分离,其较优工艺条件为:萃取剂浓度(P507体积分数)为60%,浸取液pH为2.5,萃取相比为2:1,萃取平衡时间为30 min;负载有机相直接用盐酸进行反萃得到氯化稀土溶液,反萃盐酸浓度为2.0 mol/L,反萃平衡时间为60 min。该方法工艺简单,解决了废FCC催化剂的处理问题,减少对环境的污染,同时也回收稀土金属。     

富高岭石型铝土矿化学脱硅新工艺及其机理

针对富高岭石型铝土矿,首次提出了采用化学脱硅的工艺路线.研究了二氧化硅平衡溶解度与氧化铝质量浓度的变化关系,以及碱液浓度、温度和脱硅时间对矿石预脱硅率的影响.结果表明,在Na₂O质量浓度为230g·L^-1的碱溶液中,90℃化学脱硅90min,脱硅率可达70%,铝土矿的铝硅比由4.97提高到8.5以上;矿石预脱硅过程有钠硅渣的生成,导致了矿石脱硅率的降低和碱的损失;矿石中高岭石转变成钠硅渣并不会降低脱硅精矿的有效铝硅比.     

SCR废催化剂中钒和钨常温常压浸出新工艺

基于SEM-EDS，XPS，获得常温常压下SCR废催化剂二段式浸出新工艺，采用Box-Behnken试验设计(BBD)方法分段研究了各因素及其交互作用对钒和钨浸出影响，得到了最佳工艺参数，并分析了浸出机理.结果表明，采用二段式浸出工艺，各因素影响顺序为:第一阶段提钒，反应温度＞浸出时间＞浸出剂浓度;第二阶段提钨，反应温度＞浸出剂浓度＞浸出时间.第一段当NaOH浓度0.5mol·L^-1，60℃下反应10min时，钒浸出率为(61.40±0.24)%;第二段当NaOH浓度2.5mol·L^-1，90℃下反应50min时，钨浸出率为(55.73±0.22)%.废催化剂中钒以V₂O₃，VOSO₄和V₂O₅形式存在，与NaOH反应生成可溶性钒酸盐，少部分V₂O₃和V₂O₅在反应过程中生成VOSO₄后溶解.     

单晶硅微尺度侧磨表面质量影响因素试验研究

为了获得具有较好表面质量的典型硬脆材料单晶硅微结构,采用微尺度磨削技术,利用直径为0.9 mm的微磨棒沿单晶硅(100)晶面进行磨削.首先通过三因素五水平的正交试验分析出影响单晶硅微尺度磨削表面粗糙度的主次因素;其次优化出获得较小表面粗糙度的单晶硅微尺度磨削工艺;最后通过单因素试验研究单晶硅微磨削表面粗糙度(Ra)随工艺参数的变化规律.结果表明:在沿单晶硅(100)晶面的微磨削过程(20 000 r/min≤v_s≤60 000 r/min,20μm/s≤v_w≤170μm/s和3μm≤a_p≤15μm)中,主轴转速对R_a影响最大;当主轴转速(v_s)为50 000 r/min、进给速度(v_w)为20μm/s、磨削深度(a_p)为3μm时,R_a最小;R_a随vs的增大基本呈减小趋势,但v_s过大时机床主轴出现振动,R_a出现增大趋势.R_a随v_w和a_p的增大而增大.     

澳洲茄胺盐酸盐的质量控制

研究以高效液相色谱法控制澳洲茄胺盐酸盐质量的方法. 色谱柱为Agilent ZORBAXEclipse XDB-C₁₈柱(150 mm×4.6 mm, 5 μm), 流动相为V_{甲醇∶V乙腈∶V0.020 mol·L^-1乙酸铵=60 ∶35 ∶5, 流速为1 mL/min, 检测波长为205 nm, 进样量为10 μL. 结果表明, 采用该方法 澳洲茄胺盐酸盐与其他杂质分离良好, 线性 范围5~500 μg/mL(r=0.999 3, 理论塔板数n＞12 000, R＞1.5), 加 样平均回收率为98.6%(n=9), 重现性试验相对标准偏差（RSD）为0.618%.}     

基于热压块的不锈钢粉尘还原实验

为了从不锈钢粉尘中回收利用Fe,Cr和Ni等,对不锈钢粉尘热压块制备及其自还原过程进行了研究.在热压温度为200℃,热压压力为35 MPa条件下,抗压强度达到900 N/个以上.高温条件下,煤热解产生的挥发分可参与不锈钢粉尘还原反应,当还原温度为1 400,1 450℃时,挥发分还原作用率达到0.4.据XRD分析和热力学计算,自还原过程中含铬物质的物相转变顺序为Fe Cr2O4,Cr2O3,Cr7C3,[Cr]Fe-Cr-Ni-C.当还原温度为1 450℃,烟煤中固定碳与粉尘中可去除氧的物质量的比(xc/xo)为0.72时,不锈钢粉尘热压块不能完全还原;当xc/xo大于0.8,还原20 min时,不锈钢粉尘热压块能完全还原.     

Lix984从氯化物体系中萃取Cu~（2＋）的性能研究

讨论了新型萃取剂Ｌｉｘ９８４在氯化物体系中对Ｃｕ２＋的萃取性能及革取分离Ｃｕ２＋与Ｆｅ３＋，Ｎｉ２＋，Ｃｏ２＋，Ｍ２＋，Ｚｎ２＋等的最佳技术条件，并用Ｌｉｘ９８４实现了硫钴精矿焙砂浸出液中Ｃｕ２＋与杂质离子的分离．     

层状Lix[Mn1-yCoy]O2正极材料的合成及电化学性能研究

采用柠檬酸溶胶凝胶法合成了钠锰青铜Nax[Mn1-yCoy]O2,其中Nax[Mn1-yCoy]O2(0.3≤y≤0.5)具有理想的层状P2结构;以P2结构的Nax[Mn1-yCoy]O2为前驱体,离子交换后得到O2结构产物Lix[Mn1-yCoy]O2,并进行了XRD,ICP和电化学性能研究,结果表明不同Mn/Co投料比对前驱体中Nax[Mn1-yCoy]O2的结构有较大的影响,并且不同的离子交换方法对产物Lix[Mn1-yCoy]O2的结构和组成有较大的影响。对Li0.9Mn0.7Co0.3O2在充放电电压为2.6-4.5V(vs.Li /Li),电流密度为0.2mA/cm2的充放电条件下进行电化学测试后发现,该材料的首次充放电容量达152.70mAh/g,且循环性能良好。     

锰酸锂动力锂离子二次电池中主要化学元素的回收研究

介绍了锰酸锂废旧锂离子电池经放电处理后, 再对其进行拆解→活性物质剥离→酸溶→沉淀回收Mn、Li等工艺处理, 有效地回收了其中的锰和锂。实验结果表明：用2mol·L^-1的HNO₃+1mol·L^-1的H₂O₂体系,在固液比为65g·L^-1的情况下对经过600℃处理的锰酸锂进行酸溶效果最佳,LiMn₂O₄的溶解率为100％,锰的回收率达98％,所得Li₂CO3沉淀纯度可达97％以上。     

CuO-CeO2/CSAC催化剂制备及其处理染料废水

用自制的椰壳活性炭作为载体制备CuO-CeO₂/CSAC催化剂处理酸性大红GR染料废水.正交实验优化了CuO-CeO₂/CSAC制备的工艺参数,单因素和响应面联合实验优化了CuO-CeO₂/CSAC处理酸性大红GR废水的工艺条件.实验结果表明:CuO-CeO₂/CSAC的最佳制备工艺参数为τ=2.50 h,T=300.0 ℃,V₁=15.0 mL,V₂=5.0 mL,其对COD_Cr和色度的降解率比单组分CuO/CSAC催化剂分别提高了62.4%和69.7%.CuO-CeO₂/CSAC在室温下处理模拟废水的最佳条件为τ=4.12 h,m=0.57 g,pH值为5.0,可将COD_Cr和色度分别从 962.0 mg·L^-1和32 720.0倍降解至35.2 mg·L^-1和12.7倍,相应的降解率为96.30%和99.96%.建立的分别以COD_Cr和色度残余质量浓度为响应值的工艺模型与实验结果吻合较好,可预测不同工艺条件下降解COD_Cr和色度的效果.