钍的P204萃取,草酸钙载带—偶氮胂Ⅲ分光光度法测定

样品采用Ｎａ２Ｏ２焙烧分解碱液洗涤后，渣溶于４ｍｏｌ／Ｌ盐酸中。随后，生成草酸钙沉淀并将沉淀溶于３ｍｏｌ／ＬＨＮＯ３，以４＾Ｐ２０４－甲苯萃取，５％草酸反萃取，加钙再次沉淀为草酸钙，并溶于４ｍｏｌ／ＬＨＣｌ中加入偶氮胂Ⅲ显色测定钍。     

N235从大洋多金属结核盐酸浸出液中萃取钴

用Ｎ２３５＋ＴＢＰ作萃取剂，Ｈ２Ｏ作反萃剂从大洋多金属结核盐酸浸出液除铁余液中萃取钴。ＨＣｌ浓度、Ｃｌ－浓度、Ｎ２３５浓度、相比对钴的萃取率有较大影响，而萃取时间则无明显影响。模拟试验结果表明，当平衡次数为１７～２１次时，钴的萃取率大于９７７％，反萃率大于９８％。     

钍的P204萃取、草酸钙载带－偶氮胂Ⅲ分光光度法测定

样品采用Ｎａ２Ｏ２焙烧分解碱液洗涤后，渣溶于４ｍｏｌ／Ｌ盐酸中。随后，生成草酸钙沉淀并将沉淀溶于３ｍｏｌ／ＬＨＮＯ３，以４％Ｐ２０４－甲苯萃取，５％草酸反萃取，加钙再次沉淀为草酸钙，并溶于４ｍｏｌ／ＬＨＣｌ中加入偶氮胂Ⅱ显色测定钍．该法用于铀钍矿石、岩石、土壤等样品中钍的测定，有较好的适应性及抗干扰性。测定下限为０．１μｇ（４．５σ）。     

高冰镍浸出液萃取净化流程

本文用一种新的磷类萃取剂５７０９对高冰镍硫酸选择性浸出液中的镍和钴、铜、铁、铅、锌等萃取性能进行了研究，确定了萃取净化分离的工艺条件。水相料液经过萃取后，萃余液达到１号电镍新液标准，镍收率大于９９％；负载钴等金属的有机相先用低酸反萃钴、铜、锌、铅镍后，再用３ｍｏｌ／Ｌ硫酸反萃除铁；除去金属后的有机相再用ＮａＯＨ溶液皂化复用。有机相在１０台φ２０ｍｍ离心萃取器组成的萃取回路试验中复用了７４次，证明性能稳定。     

LIX984萃取分离铜,镍的试验研究

本针对铜镍矿常压直接浸出液萃取除铁后的硝酸介质体系，探讨了ＬＩＸ９８４分离铜和镍的萃取及反萃条件。ＰＨ＝４．０和１０．５时分步采用２０％ＬＩＸ９８４－煤油２段萃取铜和镍，１．８ｍｏｌ／ｄｍ＾３Ｈ２ＳＯ４３段反萃，多级富集，得到４０ｇ／ｄｍ＾３纯的富铜液和镍液，铜、镍萃取回收率分别为９９．７和９９．３％。     

从硫酸溶液中协同萃取金

作为溶剂萃取回收金的基础研究的一部分，本文研究了混合萃取剂从含硫脲的硫酸溶液中萃取金的协萃作用，试验的萃取剂有二－２乙基己基膦酸、三正辛胺、膦酸三丁酯，以及三辛基氧膦。试验了萃取剂的４种混合，Ｄ２ＥＨＰＡ／ＴＢＰ，Ｄ２ＥＨＰＡ／ＴＯＰＯ，ＴＯＡ／ＴＢＰ及ＴＯＡ／ＴＯＰＯ。以查明浓度比，稀释剂，硫酸浓度以及硫脲浓度对萃取金的协萃作用。     

离心萃取器在镍钴分离中的应用Ⅱ．用于半工业试验

本文报道３０台φ７０ｍｍ玻璃钢离心萃取器回路在金川有色金属公司半工业试验现场的试验结果。钴的单级萃取级效率＞９６％，反萃取级效率＞９４％。萃取回路连续运行１７４ｈ．处理一次合金与铜渣联合氧气浸出液３．５ｍ￣３。得到三个合格产品液：１￣＃电解镍的电解液，ＣｏＣｌ＿２溶液，Ｃｏ＞１２０ｇ／Ｌ，Ｃｏ／Ｎｉ＞１００００和ＦｅＣｌ＿３产品液，Ｆｅ＞６０ｇ／Ｌ，Ｆｅ／Ｎｉ＞１００００。     

协同萃取锗和镓工艺中反萃取锗的改进研究

本文针对作者早先研究成功的“电锌厂回收铟锗镓新工艺”存在的不足之处即反萃取锗进行了研究.着重研究了一种新的反萃取剂——AN-64,并给出了可供选择采用的两条从反萃液中回收锗的工艺路线.本方法既克服了 HF 反萃法有毒、腐蚀性强、需二次萃取富集且从反萃液回收锗困难以及氨水及反萃取法反萃率低的缺点,同时也保持了 HF 反萃取法反萃率高和氨水反萃取法无毒、腐蚀性小、不需二次富集且从反萃液中回收锗容易的优点,是一种比较成功的反萃取锗的新方法.     

独居石中铀铁钍稀土萃取分离的研究

本文详细介绍了从独居石铀钍渣盐酸全溶的溶液中回收铀、钍和稀土的工艺.成功地研究出在1.5—2.0mol/L 盐酸介质中用20%DMHMP-5%TBP-煤油溶液有效地萃取铀、铁,与钍、稀土分离.萃取剂浓度和料液中盐酸浓度等是影响铀、铁萃取的主要因素.在研究中首次发现了在萃取铀、铁后含钍、稀土的盐酸介质中直接添加适量硝酸,用20%—40%DMHMP-煤油溶液能选择性地萃取钍,从而有效地与稀土分离.详细研究了 DMHMP、TBP 在盐酸-硝酸混合酸介质中的萃钍性能及其影响因素.同时对萃取铀、铁、钍后的水相,用 DMHMP、TBP 进行了苯取残留硝酸的比较研究.该研究成果已用于广东德庆稀土冶炼厂并投入生产,大量制备出符合国家标准的纱罩级硝酸钍和一级重铀酸铵.     

用萃取法从锌浸出液中回收锗

采用核工业北京化工冶金研究院研制的新型萃取剂７８１５和反萃取剂Ｂ,在株州冶炼厂协助下,完成了护大试验规模的用萃取法从锌浸出液中回收锗的研究工作。所得结果表明ρ（Ｇｅ）０．０１５～０．０３ｇ／Ｌ的锌浸出液,经三级萃取、一级反萃取,可得到ρ（Ｇｅ）〉３．５ｇ／Ｌ的反萃取合格液。合格液经中和可得ｗ（Ｇｅ）〉２０％的粗ＧｅＯ２产品。中和母液补加反萃取剂后返回使用。     

用坑道污水配制铀矿石堆浸淋浸剂的实践

铀矿山坑道污水含有铀、镭、钍、钋等放射性核素，外排前必须加以处理。用坑道污水直接配制堆浸淋浸剂，不仅解决了污水处理问题，还提高了堆浸铀的提取率。     

Thorium and uranium extraction from rare earth elements in monazite sulfuric acid liquor through solvent extraction

This paper describes the process of extraction of thorium and uranium from the sulfuric liquor generated in the chemical monazite treatment through a solvent extraction technique. The influence of the extractant type and concentration, contact time between phases, type and concentration of the stripping solution and aqueous/organic volumetric ratio were investigated. The results indicated the possibility of extracting, simultaneously, thorium and uranium from a solvent containing a mixture of Primene JM-T and Alamine 336. The stripping was carried out with a hydrochloric acid solution. After selecting the best conditions for the process, a continuous experiment was carried out in a mixer-settler circuit using four stages in the extraction step, five stages of stripping and one stage of the solvent regeneration. A loaded stripping solution containing 29.3 g/L of ThO₂ and 1.27 g/L of U₃O₈ was obtained. The metals content in the raffinate was below 0.001 g/L, indicating a thorium extraction of over 99.9% and a uranium extraction of 99.4%. The rare earths content in the raffinate was 38 g/L of RE₂O₃.     

白云鄂博矿焙烧浸出-萃取沉淀分离稀土及钍的试验研究

采用焙烧浸出-萃取沉淀法从白云鄂博稀土精矿中分离稀土和钍,得到最佳焙烧浸出条件为: 矿酸比1∶1.5、焙烧时间1 h、焙烧温度200 ℃、水浸液固比8∶1、水浸时间4 h、水浸温度50 ℃,最佳条件下CeO₂、La₂O₃、Nd₂O₃、Pr₆O₁₁、Sm₂O₃和ThO₂浸出率分别为80.77%、69.24%、95.71%、76.82%、93.31% 和98.13%。采用羧酸类萃取-沉淀剂从浸液中萃取分离稀土和钍,在萃取-沉淀剂皂化度70%、料液pH=3.1、萃取-沉淀剂和钍的摩尔比4∶1的最佳条件下,稀土和钍萃取-沉淀率分别为19%和90%,实现了稀土和钍的有效分离。     

Separation of uranium and thorium from rare earths for rare earth production – A review

Rare earths play critical roles in the applications of advanced materials. Recently, the recovery of rare earths from a variety of resources has gained much interest. Radioactive elements of uranium and thorium are usually associated with rare earth deposits. The separation of uranium and thorium from rare earths is often a big concern in rare earth industry in order to reasonably manage the radioactive nuclides. This paper reviews the technologies used for separating uranium and thorium from rare earths in rare earth production, particularly in China. Some potentially applicable methods, such as precipitation and solvent extraction for the separation of uranium and thorium from rare earths in different media were also reviewed.     

混合载体乳状液膜技术处理含钍工业废水的试验研究

对用乳状液膜技术从含钍稀土废水中回收富集钍进行了研究,考察了由四氯化碳N205P204 TBP HNO3组成的液膜体系的制乳条件、油内比、水乳比、pH值和提取时间等因数的影响。     

钍的提取及金属钍制备技术

钍是重要的核燃料之一,其中子吸收截面大且本身不易裂变,经中子轰击后转化为易裂变的233U,形成核燃料高效增殖体系。由于具有核废料毒性小、核扩散少、储量丰富且能更大程度保障核燃料供应等诸多优势,在未来核能利用中应用前景巨大。钍通常采用萃取法进行提取,得到的含钍产物经进一步加工制备成金属钍。本文简述了目前国内外萃取法提取钍的研究进展,并概述了金属钍的制备方法,主要包括熔盐电解法、金属热还原法、碘化法和电迁移法的基本原理、工艺流程及技术概况。     

添加剂对一水硬铝石型铝土矿焙烧强化溶出的影响

研究了在一水硬铝石型铝土矿焙烧过程中添加剂对焙烧矿溶出性能的影响。实验结果表明, 在一水硬铝石型铝土矿焙烧过程中添加氟化铝, 对焙烧矿的溶出性能有明显的改善作用。在铝土矿中添加1%的氟化铝焙烧, 经185 ℃溶出1 h 后, 焙烧矿氧化铝的溶出率达52%, 比未添加时提高15%左右;且随着氟化铝添加量的增加, 氧化铝的溶出率随之升高, 当添加量为5%时, 在同样溶出条件下氧化铝溶出率可达71%;而铝土矿添加3%氟化铝焙烧, 在200 ℃溶出1 h, 氧化铝溶出率即可达到88%。     

Y-Y型微通道耦合静态混合器强化分离溶液中钴镍

水溶液中钴、镍的分离纯化一直是行业难题。传统溶剂萃取法可有效实现钴、镍分离,但却存在易乳化、分离系数低、污染严重等难题。本文采用 Y-Y型微通道耦合静态混合器强化分离溶液中钴、镍,系统考察了微通道直径、长度、耦合静态混合器个数及N235浓度等因素对钴、镍萃取分离效果的影响。研究结果表明,当直径为3 mm,长度为3 m,静态混合器个数为3时,钴的萃取率为92.56%,钴、镍分离系数高达69.43。研究还发现,采用N235-P507协萃体系,在非皂化的情况下可实现钴的高效回收,当N235浓度为0.8 mol/L时,钴的萃取率达91.56%,钴、镍分离系数可达75.59。研究结果为深入认识 Y-Y型微通道耦合静态混合器的传质机理和动力学行为提供一定的理论基础和科学依据。     

新型硫醚萃取剂萃取分离钯、铂的性能

介绍了一种新型萃取剂--丁基苯并噻唑硫醚(简写为S_N)对钯、铂的萃取性能。结果表明: S_N对钯的萃取性能很好。并通过正交试验方法确定了S_N萃取分离钯、铂的最佳萃取条件为: CCl₄作稀释剂; φ(S_N)=12%; c(HCl)=3 mol/L; 萃取时间为10 min; 相比O/W=1∶1。在该条件下可以有效地分离钯和铂, 且钯的一次萃取率可高达99%, 铂的萃取率仅为1.4%。载钯有机相用NH₃·H₂O进行反萃取, 一次反萃取率也达99%。     

高砷高硫金精矿提金工艺研究

介绍了某金矿氰化尾矿的摇床重选精矿的物质组成研究和多种提金工艺研究。研究结果表明，不利于金的直接氰化浸出的原因是硫化物包裹金占有率高，浸出的有害杂质As、Cu、Bi、Sb含量较高，与Au关系密切，相互胶结和共生，沸腾炉焙烧后，焙砂As、Se脱除率高，金属硫化物基本上完全转化为疏松多孔状的铁氧化物，提高了金的浸出率，金的浸出率达96.95%，认为是适合于处理某金矿氰化尾矿的摇床重选精矿的提金工艺。