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。     

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%。     

N902从氨/氯化铵溶液中萃取铜的研究

研究了N902/煤油从氨/氯化铵水溶液中萃取铜.考察了萃取时间、水相pH值、萃取剂浓度、温度等对萃取率的影响,以及酸度和时间对铜的反萃率的影响.实验发现,在研究的条件下萃取5 m in达到平衡,而反萃则需要15 m in达到平衡.萃取过程是吸热过程,测得△H=4.0 kJ/mol.在实验范围内,萃取率先随pH值增大而增加,当pH值超过10.2后,随着pH值增大反而降低.     

含铜细菌浸出液萃取

采用萃取剂LIX984N研究了3种含铜细菌浸出液(KLTK,HTS和LW)的萃取效果.萃取剂LIX984N萃取铜的最佳条件:pH为2.5,有机相与水相的体积比为3∶2,萃取剂的质量分数为20%,萃取原液Cu2+的质量浓度为3 g.L-1,萃取时间为11 min.实验表明经过一级萃取后,萃取率在99%以上,一级反萃率在95%以上,二级反萃率在97%以上,萃取效果明显.     

废旧锂电池正极活性材料硫酸浸出液萃取纯化

研究了酸性膦类萃取剂P204,P507与协萃剂Lix54,Lix84配方对废旧锂电池正极材料的硫酸浸出液萃取除Al的反应规律.研究表明:P507+Lix84复合体系萃取分离Al/Mn的效果最佳.以最优配方5% P507+5% Lix84/煤油,在pH 为 4.0,水油体积相比V_○a/V_○o为1∶1时,Al,Cu,Co,Ni,Mn和Li的单级萃取率分别为89.1%,80.8%,3.4%,2.6%,3.2%和0.3%.在V_○a/V_○o为1∶4时,经两级(理论级)萃取,母液中Al 的质量浓度为0.88g·L^-1,萃取率大于97.7%;负载油相用2.0mol/L硫酸溶液反萃,在V_○a/V_○o为10∶1时,经两级(理论级)反萃,有机相中Al的质量浓度为0.79g·L^-1,反萃率大于99.0%.     

低品位硫铜钴矿生物浸出液中铜的分离

生物氧化法处理低品位铜钴硫化矿时,浸出液常含有高浓度的铁、低浓度的钴及一定量的铜,因此在回收钴前对其中的铜进行选择性分离提取,并避免钴的损失.采用萃取剂LIX984N选择性分离低品位硫铜钴矿生物浸出液中的铜.结果表明,当采用LIX984N体积分数为25%的有机相,在环境温度为35℃,相比为1∶1时,混合时间为5min,平衡pH值为125的条件下,可达到994%的铜萃取率.该条件下铁夹带仅为403%,钴共萃率0849%.对负载有机相采用中性水在相比1∶1的条件下洗涤,使钴和铁夹带分别降至0008%和0766%.洗涤后,负载有机相采用200g/L硫酸水溶液反萃,当有机相与水相体积比为1∶1时,经过2级逆流反萃时,铜反萃率达到9813%.     

磷酸三丁酯络合萃取苯酚稀水溶液

以磷酸三丁酯(TBP)为萃取剂,苯酚稀水溶液为萃取对象,进行萃取特性、机理以及错流萃取实验的研究.考察了TBP浓度、盐种类和盐浓度以及温度对分配系数的影响,通过实验和对载苯酚络合物有机相的红外光谱分析,确定了其络合物的结构.研究表明:在煤油中TBP的浓度和水相中盐浓度的增加均使分配系数增大,且Na2SO4比NaC l的影响更大;萃取温度升高使分配系数减小,萃取过程的焓变值△H=-10.329 3 kJ/mol.萃取络合物的形式为C6H5OH.(TBP).三级错流萃取苯酚水溶液(初始质量浓度500 mg/L)达到国家规定的排放标准(<0.5 mg/L).     

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。     

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.     

石煤含氟酸浸液中V(Ⅴ)-Fe(Ⅲ)-F-H2O系钒铁分离热力学研究

针对石煤含氟酸浸液中钒铁分离问题,计算并绘制298.15 K下V(Ⅴ)-Fe(Ⅲ)-F-H₂O系热力学平衡图,分析含钒离子、含铁离子随总钒浓度、总铁浓度、总氟浓度的变化规律。研究结果表明,随着pH由0升高至3.00,由于氟离子与VO₂⁺、Fe³⁺的配位作用,含钒物种由阳离子转变为阴离子,含铁物种由阳离子转变为中性分子,此时可实现钒铁有效分离。定义pH_50%为含钒阴离子摩尔分数50%时的pH,溶液中总钒浓度升高、总铁浓度升高,均导致pH50%升高,总氟浓度升高,pH_50%则降低。采用N235阴离子萃取剂分离含氟溶液中的钒铁,当溶液中总钒浓度为0.05 mol/L、总铁浓度为0.05 mol/L、总氟浓度为0.50 mol/L时,溶液萃取pH升高,钒铁分离系数βV/Fe增加,当pH为1.97时,钒铁分离系数β_V/Fe可达122.86,钒铁达到有效分离,与热力学分析结果一致。     

甲壳素对铜的吸附性能研究

研究了甲壳素吸附铜离子的过程。结果表明:甲壳素对铜离子的吸附在pH=4.46时最佳,在298 K下测得静态饱和吸附容量为317.2 mg/g(树脂)。用1.0 mol/L HCl可洗脱,洗脱率达97.4%;测得表观速率常数k298=1.34×10-4/s;表观活化能Ea=26.1 kJ/mol;等温吸附服从Freundlich经验式;吸附热力学参数△H=11.3 kJ/mol,△S=42.6 J/(mol.K),△G=-1.4 kJ/mol。     

阳离子纤维素醚溶液的流变性能

研究了阳离子纤维素醚(JR-30M)水溶液的流变性质,讨论了浓度、温度、pH值、外加盐对其溶液零切黏度的影响.结果表明:JR-30M水溶液在质量浓度为0.5~20 g/L范围内表现为假塑性流体,超过7 g/L后,牛顿指数n从原先的单调下降开始回升进而发生波动;JR-30M零切黏度随温度升高而降低,当缓冲溶液的pH值从3升至6,JR-30M溶液的黏流活化能从75.08 kJ/mol降到36.83 kJ/mol,而溶液的黏度随体系酸性的减弱而升高.由此推断在一定酸性条件下,JR-30M能形成有序相;JR-30M溶液的黏度随所加盐的类型及浓度不同而呈复杂变化.     

铜溶剂萃取萃余液夹带行为

研究铜溶剂萃取时萃余液中有机相的夹带行为及夹带有机相的稳定机理。结果表明:萃取时间延长、萃原液pH升高、萃取剂浓度增加均使萃余液中夹带的有机相明显增加。在Lix984N体积分数为2.5%、pH为2.5、水相与有机相体积比为1:1、萃取6 min的近常规萃取工艺条件下,萃余液COD质量浓度可达280 mg/L,伴随萃余液COD质量浓度增加,夹带液滴的ζ电位变大、粒径减小,说明液滴间的静电斥力作用和体系中表面活性物质的稳定作用使萃余液夹带的有机相稳定性增强。萃余液中有机相的夹带不容忽视,应严格控制萃取生产工艺参数。     

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.     

HPMBP和N_(503)协萃钯(Ⅱ)的研究

研究螫合萃取剂1—苯基—3—甲基—4—苯甲酰吡唑酮—5(HPMBP)与酰胺型革取剂N_(503)氯仿溶液从硝酸介质中协萃钯(Ⅱ)的热力学行为。在30℃、pH=1.70条件下,萃取剂浓度与分配比的关系式可表达为lgD′=2.948lg[HPMBP]_((o)) 6.645,lgD″=0.9809lg[N_(503).HNO_3]_((0)) 2.796。温度与分配比的关系表达为lgD=424.923/T-0.3088。测得协革平衡常数k=34.67,焓变△H=-8.316kJ.mol~(-1),自由能变△G=-8.932kJ.mol~(-1)和熵变△S=2.036J.mol~(-1).K~(-1).     

以废旧锂离子电池为原料制备棒状草酸钴粉末

研究从废旧锂离子电池中回收钴并制备棒状草酸钴粉末的工艺。研究结果表明:该工艺采用H2SO4+Na2S2O3为浸出剂对正极材料浸出,在最优条件即液固比为10:1,H2SO4浓度为2.0 mol/L,Na2S2O3浓度为0.15 mol/L,温度为85℃,浸出时间为120 min时,钴的浸出率达96.5%。浸出液中加入碳酸氢铵调节pH至5.0以除出浸出液中的铝和铜,不经过滤操作直接使用次氯酸钠氧化沉淀铁和锰离子,过滤后滤液中仅含铁0.006 g/L,锰0.004 g/L,而钴的损失率仅为1.2%。滤液使用P507萃取分离钴和镍、锂,在相比为1.5:1.0,平衡pH为4.5,P507的体积分数为25%的条件下,经二级逆流萃取后钴的萃取率为99.4%。使用180 g/L的硫酸为反萃剂,相比为4~5时,钴的回收率达99.9%。反萃液使用草酸铵沉钴,沉钴的最优条件为50℃,终点pH为1.5,C2O42与Co2+摩尔比n(C2O42):n(Co2+)=1.15:1。经SEM分析,沉淀而得的钴产品为形貌良好的棒状草酸钴。整个流程方法简便,废旧锂离子电池中钴回收率达到95%,草酸钴中钴含量达31.1%,符合工业要求。     

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.     

石油亚砜萃取柠檬酸的研究

我国某油田的柴油硫醚主体是五元及六元单环硫醚的混合物。该石油硫醚氧化所得产物,经分析研究证实为亚砜,能萃取柠檬酸,以氢键和柠檬酸形成萃合物。萃取平衡是个放热反应。△H为-5.213kJ/mol。80%石油亚砜甲苯溶液对柠檬酸水溶液(浓度为67g/L,含NaCl 60g/L)进行四级错流萃取(相比1:1,20℃),萃取率为99%,高于相同条件下磷酸三丁酯的萃取率。以6%NaCl水溶液对柠檬酸浓度为35.4g/L的80%石油亚砜甲苯液进行四级错流反萃(相比1:1,20℃),反萃率为94%。石油亚砜萃取含Ca~(2+)、Mg~2和Fe~(3+)的柠檬酸时能选择性萃取柠檬酸,但Fe~(3+)能同时被萃取。     

CdTe量子点荧光猝灭法检测苋菜红浓度

基于苋菜红对CdTe量子点的荧光猝灭作用,采用CdTe量子点荧光猝灭法检测苋菜红的浓度,并分析其反应机理结果表明:检测的线性范围为4.14×10~(-6)~9.10×10~(-5)mol/L,最低检出限为4.81×10~(-9)mol/L;荧光猝灭常数为1.91×10~(12)L/(mol·s),且高温小于低温Stern-Votmer曲线的斜率,结台紫外-可见吸收光谱可知该过程为静态猝灭过程;苋菜红与CdTe量子点结台的焓变△H~θ=1.063kJ/mol,熵变△S~θ=91.36 J/(mol·K),自由能变△G~θ=-26.62 kJ/mol,即该过程为吸热和自发过程     

湿法炼锌溶液中螯合树脂对Cu2+的吸附机理及行为

针对湿法炼锌酸性浸出液中铜的选择性分离困难、有机物污染严重等问题,筛选出可高效选择性分离Cu²⁺的D711型螯合树脂,并研究树脂吸附Cu²⁺的规律及机理。研究结果表明：D711树脂对Cu²⁺的吸附量随体系酸度升高而降低,当溶液初始H₂SO₄浓度为0.005 mol/L、接触时间为120 min时,树脂的平衡吸附量为56.11 mg/g;D711树脂与Cu²⁺反应的吉布斯自由能变ΔG(298 K)为-10.26 kJ/mol,焓变ΔH为-4.91 kJ/mol,熵变ΔS为17.92 J/(mol·K),吸附过程为自发、放热、熵增的过程;D711树脂的吸附等温线符合Freundlich模型,吸附过程遵循准二级动力学模型,且速率控制步骤为膜扩散控制;工业湿法炼锌酸性浸出液经二级串联吸附后Cu²⁺的吸附率可达99.5%以上。吸附前后D711树脂的表面形貌由多孔粗糙状过渡至致密平滑状,树脂的官能团结构稳定,吸附过程中树脂官能团中的N原子参与了反...