离子液体作为绿色介质应用于盐湖卤水中锂提取的研究

离子液体是一种绿色溶剂,它作为萃取介质可避免传统湿法冶金因有机溶剂挥发产生的环境污染.制备6种1-烷基-3-甲基咪唑六氟磷酸盐离子液体,然后以离子液体(IL)、磷酸三丁酯(TBP)和三氯化铁(FeCl<,3>)分别为萃取介质、萃取剂和协萃剂建立盐湖卤水锂萃取研究模型,以此考察离子液体和萃取条件对锂萃取影响.锂的萃取率随离子液体中烷基碳原子数的增加而增加.但碳原子数超过8的离子液体在室温下呈固态,在萃取过程中出现第三相.因此,1-辛基-3-甲基咪唑六氟磷酸盐被确定为萃取介质.该体系的最佳萃取条件是:TBP/IL:9/1(v/v),水相酸度:0.03 moI·L<'-1>HCl,相比(O/A):1:1和Fe/Li:2:1.在此条件下,锂的单次萃取率和反萃率分别是87%和90%.有机相重复利用十次锂的萃取率变为77%,但水洗有机相去除反萃时带入的HCl锂的萃取率又上升至88%.机制研究表明,Li<'+>与TBP和FeCl<,3>形成极性较小的LiFeCl<,4>·2TBP络合物而被萃取进入有机相,在有机相中加入盐酸因H<'+>极化能力强于Li<'+>而将Li<'+>置换使Li<'+>重新进入水相.LiFeCl<,4>·2TBP在弱极性的离子液体中溶解度优于非极性的溶剂煤油,因此离子液体萃取体系具有更高的锂萃取效率和容量.此外,还进行了盐湖卤水萃取锂的串级实验,结果表明经过三级萃取和二级反萃锂的总提取率大于97%,有机相中镁/锂降低至2.2左右.     

萃取法从废旧锂离子电池正极材料 浸出液中提取锂

废旧锂离子电池正极材料浸出后，溶液中的镍、钴等有价金属十分容易回收，但一直没有很好的方法来回收锂.实际上，这种浸出液和盐湖卤水都为锂盐溶液，所不同的只是盐湖卤水中锂的浓度往往要低一些，并有大量的氯化钠、氯化镁伴生，因此可将废旧锂离子电池浸出液看做一种特殊的“盐湖卤水”，并进一步调整其Cl－的浓度，进而成功地采用盐湖提锂中常用的萃取法.该方法以磷酸三丁酯（TBP）为萃取剂，磺化煤油为稀释剂，在三氯化铁（FeCl₃）存在的条件下，实现选择性提取锂. TBP首先与FeCl₃-NaCl的酸性溶液接触, 形成了锂的专属萃取剂；并将浸出液中氯化钠的浓度进一步调整到250 g/L，在相比（V_O/V_A）为3，温度为室温条件下萃取5 min, 锂的单级萃取率可达到75 %左右，而Ni2+、Co2+、Mn2+几乎没有被萃取.根据平衡等温线，通过4级逆流萃取，锂的萃取率可达到99 %.      

混合体系盐湖锂萃取性能及机理研究

为深入探究混合体系对盐湖卤水中锂离子的萃取性能及机理,重点考察了萃取相比、铁锂摩尔比对40%TBP-20%BA-40%磺化煤油体系的影响。选取O/A=1.5、n(Fe~(3+)/Li~+)=1.5作为优化条件,得到单级锂萃取率为87.34%、镁萃取率为3.89%,该结果有利于后续串级试验及进行工业设计。另运用氯桥理论分析了Li[FeCl_4]中Fe~(3+)、Cl~-、Li~+以离域π键相结合的共萃取现象。根据萃取前后核磁共振图谱初步推测水相中Li~+配位水分子与TBP及BA分子中P=O、C=O极性官能团以氢键缔合。另根据离子缔合理论提出了修正的静电模型,讨论了萃取过程中Li~+、Mg~(2+)等杂质离子间的竞争关系。     

用P204从废钒催化剂中萃取钒

用P204+TBP+磺化煤油体系从废钒催化剂还原酸浸液中萃取回收钒,考察萃取相比(O/A)、P204浓度及待萃液初始pH对萃取钒的影响。结果表明,P204萃取钒最优条件为:萃取剂组成20%P204+10%TBP+70%磺化煤油、相比O/A=2、料液初始pH=2.2、萃取5 min。在此优化条件下,VO2+萃取率可达98.73%。用1.5mol/L硫酸反萃6min,VO2+反萃率达93.35%,且制得V2O5产品达GB 3283-1987冶金99级V2O5的标准。     

TBP与N1923协同萃取铜电解液中的砷锑铋

采用TBP和N1923协同萃取铜电解液中的砷、锑、铋,考察TBP和N1923的浓度、电解液酸度、相比、时间、反萃取相比等因素对萃取过程的影响。结果表明,当有机相组成为60%TBP+25%N1923+5%异辛醇+10%磺化煤油,萃取相比O/A=3时,砷、锑、铋的单级萃取率分别为58.01%、53.49%和68.97%。在反萃相比O/A=2时,用水反萃砷的单级反萃率为53.61%。在反萃液组成为反萃剂50g/L、硫酸1mol/L,在反萃相比O/A=2时,锑、铋的单级反萃率分别为58.63%和79.46%。     

废石化催化剂萃钒余液中钼的回收

采用N235+仲辛醇+磺化煤油萃取体系+氨水反萃体系对废石化催化剂萃钒余液进行钼的回收研究,考察了各因素对钼萃取率和反萃率的影响,并获得优化条件,同时对钼反萃液进行钼酸铵产品的制备。结果表明：在萃取条件为初始pH 2.0、萃取体系20% N235+5%仲辛醇浓度+75%磺化煤油、萃取相比O/A=1/5、萃取时间5 min的条件下,Mo萃取率达到99.23%;反萃条件为反萃相比O/A=5/1、氨水体积浓度15%、反萃时间3 min,Mo反萃率达到99.36%,反萃液中Mo浓度可满足沉钼要求;反萃液采用酸沉结晶法制备钼酸铵产品,钼以四钼酸铵产品析出,产品纯度为99.62%,达到了GB/T 3460—2007-MSA-3标准。     

用混料设计法优化从钛白废酸中提取钪的萃取剂配比

应用混料设计中的D-最优设计,用不同组成(P204 5%~33%,TBP 2%~30%,磺化煤油65%~93%)的萃取剂从钛白废酸中萃取钪,以纯化倍数为响应值,研究了复合萃取剂的组成对纯化倍数的影响。采用Design Expert统计软件分析数据,建立回归方程及目标优化,得到P204、TBP和磺化煤油的优化配比为14.80%P204+10.40%TBP+74.80%磺化煤油。在最优配比条件下,纯化倍数可达88.057。按优化配方制备复合萃取剂并进行验证试验,结果纯化倍数为87.965,钪回收率为99.99%,与模型预测值接近。利用混料设计法对复合萃取剂进行优化配比可行、高效。     

海绵铁中提取镓的研究

采用高酸浸出———铁粉还原浸出———富集———除铁———还原萃取工艺从海绵铁中回收镓。酸浸条件为起始酸度180g/LH2SO4、最终pH0 2、温度80℃。中浸采用铁粉调节pH4 2,经过3次循环,镓浸出率92 6%。以10%P204+90%磺化煤油+1 5%YW-100为萃取剂,水相与有机相相比为5∶1,pH1 5,镓的萃取率为99%。用6mol/L分析纯盐酸作反萃剂,反萃级数为3级,经氨水沉淀得到产物镓的纯度为97%。     

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-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.      

从铜闪速炉烟灰酸浸液中用P204萃取回收铟的研究

研究了萃取剂浓度、料液酸度、萃取时间等因素对铟萃取率的影响;反萃液酸度与反萃时间对反萃铟的影响.结果表明,料液酸度为0.8 mol/L、有机相组成为30％ P204+70％磺化煤油、油水相比O/A=1:5、混合5 min时,In3+的单级萃取率为96.8％;用4.0 mol/L的HC1反萃10 min,铟的反萃率为94.9％.     

用三烷基氧化膦从氰化浸出液中萃取低浓度金

研究了三烷基氧化膦(TRPO)-磷酸三丁酯(TBP)-煤油萃取体系对氰化浸金液中低浓度金(Ⅰ)的萃取和反萃取能力,结果表明,尽管TRPO体系中添加TBP对金(Ⅰ)的萃取率影响很小,但一定量的TBP能提高体系的反萃效果。考察了料液pH值、硫酸锂浓度等因素对萃取率的影响,探讨了不同的反萃温度、反萃相比对负载有机相中金(Ⅰ)的反萃效果。结果表明,采用TRPO-TBP-煤油组成的有机相,对金(Ⅰ)质量浓度为9.5 mg/L、盐析剂硫酸锂浓度为1.0 mol/L的碱性氰化液在相比A/O=1∶1条件下进行萃取时,金(Ⅰ)的单级萃取率可达95%以上;反萃温度越高,相比(A/O)越大,反萃效果越好,可以将大部分金(Ⅰ)反萃出来。     

紫外可见分光光度法测定磷酸三丁酯萃锂有机相中FeCl—4

直接快速测定磷酸三丁酯(TBP)/煤油有机相中以HFeCl₄·2TBP络合状态存在的铁含量,对提高盐湖卤水中锂的萃取效率、改进锂的萃取工艺具有重要的意义。先将FeCl₃·6H₂O固体溶解于不同浓度的盐酸中,采用紫外可见分光光度法测定有机相中FeCl^—₄的吸收波长,并确定其最大吸收波长为363 nm。对实验条件进行优化,结果表明,采用12 mol/L盐酸溶解FeCl₃·6H₂O时方可保证进入有机相中的铁均为FeCl^—₄。在优化条件下,制备不同浓度含FeCl^—₄的有机相标准溶液,采用紫外可见分光光度法在波长363 nm处测定吸光度,并绘制校准曲线。铁的质量浓度为0~17.8 mg/L时,吸光度与铁质量浓度呈线性相关,相关系数为0.995 6;表观摩尔吸光系数ε=1.27×10⁴L/mol;方法检出限为0.12 mg/L。按照实验方法测定TBP/煤油有机相中以FeCl^—₄存在的铁,测定结果的相对标准偏差(RSD,n=6)为0.43%~0.64%,回收率为100.10%~100.48%。     

杂质离子对萃取法从石煤酸浸液中分离纯化钒的影响

含钒石煤经焙烧、硫酸浸出后,酸浸液中含有高浓度的Fe3+、Fe2+、Al 3+和Mg2+等杂质离子。以D2EHPA和TBP为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,采用萃取法对该酸浸液进行钒的提纯试验,考察杂质离子对钒萃取率的影响。结果表明,在配制的纯溶液中,V4+的萃取率明显高于V5+;Fe3+质量浓度大于5g/L时会显著降低V4+萃取率;Al 3+和Mg2+的质量浓度低于10g/L时,其共萃率明显降低。对实际酸浸液进行还原处理后,99%的V4+能够被萃取回收,而大部分Fe2+、Al 3+和Mg2+则存在于萃余液中。少数共萃的Fe2+在反萃作业后留在贫有机相中,Al 3+和Mg2+在沉钒后留在沉钒尾水中,不影响V2O5纯度。     

提钒尾渣中钒铬的浸出与萃取

采用硫酸浸出和萃取分离从提钒尾渣中回收有价元素。结果表明,尾渣经80%质量浓度的硫酸溶液浸出后,钒、铬浸出率分别达98.2%、84.8%;以20%P204+80%磺化煤油(体积百分数)为萃取剂,对浸出液进行三级萃取并反萃后,钒的回收率可达56.2%,萃取过程中铬的损失率低于4%,萃余液水解后可得到纯度为89.6%的Cr_2O_3产品。实现了浸出液中钒、铬的分离和回收。     

超导磁吸附卤水提锂研究

以某盐湖提钾后老卤为研究对象,其中锂含量仅有0.15g/L,镁锂比达到800∶1。磁性铝系吸附剂的饱和吸附容量为4.3mg/g,提锂后吸附剂利用超导磁选机实现与卤水的固液分离,同步实现洗盐和解吸,最终得到含锂解吸液产品。研究表明,超导磁选机采用钢网片聚磁介质,背景磁场强度2 400kA/m,吸附剂浓度10%,下料速度10cm/s的情况下,吸附剂的截留率达到99%以上。在500mL淡水洗盐,1.5L淡水解吸,解吸液中Li^+0.28g/L,Mg^2+0.57g/L,全流程卤水中锂的回收率在80%以上;吸附剂在磁选机进行100次吸附解吸循环,吸附剂累计丢失8.9%。该工艺有一定的工业利用价值。     

DIBK溶剂萃取法分离锆铪

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。