从石煤酸浸液中萃取钒的工艺研究

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溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究

溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究

溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究1. 引言介绍提炼五氧化二钒的重要性及背景,概括目的、方法和研究意义。

2. 实验方法介绍实验中所采取的溶剂萃取-铵盐沉钒法的原理及操作流程,包括石煤酸浸液的处理、溶剂选择、萃取过程和铵盐沉钒方法等。

3. 实验结果与分析给出实验中所得到的数据及分析结果,包括五氧化二钒的回收率与纯度的评估、影响工艺参数的可行性实验、识别铵盐沉钒的有效性及可能出现的问题等。

4. 讨论根据实验结果,讨论溶剂萃取-铵盐沉钒法在提炼五氧化二钒方面的优缺点及可能存在的不足之处。

同时对未来研究的方向和改进措施进行探讨。

5. 结论总结并归纳可能存在的问题、取得的成果与经验,提高提取五氧化二钒工艺流程的效率和完整性,并对未来的研究提出建议和展望。

1. 引言五氧化二钒是一种重要的工业原料,广泛应用于钢铁、合金、电池以及化学制品等领域。

然而,在石煤酸浸液中的五氧化二钒含量很低,提取难度大,因此提炼五氧化二钒一直是一个热门研究方向。

溶剂萃取-铵盐沉钒法是一种有效的提取五氧化二钒的方法之一。

该方法不仅可以提高五氧化二钒的纯度和回收率,并且具有简单、快速、经济可行等优点。

因此,该方法在工业生产中得到了广泛应用。

本研究旨在利用溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒,并且对提取效率进行分析和评估。

本研究采用的方法包括:对石煤酸浸液进行预处理;通过溶剂萃取法分离提取出五氧化二钒;通过铵盐沉钒法将五氧化二钒沉淀,最终提取出高纯度的五氧化二钒。

本研究的意义在于,实现从石煤酸浸液中高效提取五氧化二钒的目标,拓宽五氧化二钒的应用领域,为钒行业提供技术支持和实际参考。

本论文共有五个章节。

第一章是引言,旨在介绍研究背景、目的、方法和意义等。

第二章描述了实验方法,包括石煤酸浸液的预处理、溶剂选择、溶剂萃取、铵盐沉钒等操作流程。

第三章是实验结果与分析,提供五氧化二钒的回收率和纯度评估结果,并分析分离过程中影响工艺参数的可行性实验、识别铵盐沉钒的有效性及可能出现的问题。

N235从石煤提钒酸浸液中直接萃取钒

N235从石煤提钒酸浸液中直接萃取钒

s t a g e e x t r a c t i o n i s 9 7 . 8 2 u n d e r t h e o p t i mu m c o n d i t i o n s i n c l u d i n g v o l u me f r a c t i o n o f N2 3 5 o f 4 0 ,O/ A
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离子交换法从石煤直接酸浸液中提取钒的工艺研究

离子交换法从石煤直接酸浸液中提取钒的工艺研究

离子交换法从石煤直接酸浸液中提取钒的工艺研究
邢学永;宁顺明;李斯佳
【期刊名称】《湿法冶金》
【年(卷),期】2009(028)004
【摘要】研究了用离子交换法从石煤直接酸浸液中提取钒,考察了树脂类型、吸附接触时间、pH等因素对钒吸附率的影响.试验结果表明:采用离子交换法处理石煤酸浸液,能很好地去除溶液中的大部分杂质,使钒得到富集.在溶液pH=2.1、吸附接触时间60 min条件下,树脂对V2O5的最大吸附工作容量为270 mg/mL湿树脂,钒吸附率在99%以上.以100 g/L NaOH溶液为解吸剂进行解吸,解吸液中V2O5质量浓度达100 g/L以上.解吸液经沉淀、洗涤、干燥、煅烧,最后得到V2O5质量分数在99%以上的钒产品.
【总页数】4页(P214-217)
【作者】邢学永;宁顺明;李斯佳
【作者单位】长沙矿冶研究院,湖南,长沙410012;长沙矿冶研究院,湖南,长沙410012;长沙矿冶研究院,湖南,长沙410012
【正文语种】中文
【中图分类】TF804.2;TF841.3
【相关文献】
1.高硅石煤钒矿酸浸液的脱硅工艺研究 [J], 邢学永;李斯加;宁顺明
2.N235从石煤提钒酸浸液中直接萃取钒 [J], 曹威;张一敏;包申旭;杨晓
3.从石煤钒矿酸浸液中制取白炭黑的工艺研究 [J], 邢学永;李斯加;宁顺明
4.溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究 [J], 李兴彬;魏昶;樊刚;邓志敢;李曼廷;李存兄
5.从石煤酸浸液中萃取钒的工艺研究 [J], 张云;范必威;彭达平;陈细发
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石煤提钒实验报告

石煤提钒实验报告

一、实验目的本实验旨在通过石煤提钒实验,了解石煤提钒的基本原理、工艺流程以及影响因素,掌握石煤提钒实验的操作方法,并分析实验结果,为石煤提钒生产提供理论依据。

二、实验原理石煤提钒实验主要采用酸浸法,通过将石煤中的钒元素溶解于酸溶液中,然后对溶液进行净化、沉钒等操作,最终得到钒产品。

实验原理如下:1. 酸浸法:将石煤与一定浓度的酸溶液混合,在一定温度、压力下进行反应,使石煤中的钒元素溶解于酸溶液中。

2. 净化:通过过滤、吸附等手段,去除溶液中的杂质,提高钒溶液的纯度。

3. 沉钒:在钒溶液中加入适当的沉淀剂,使钒离子生成沉淀,然后通过过滤、洗涤等操作得到钒产品。

三、实验材料与设备1. 实验材料:石煤、硫酸、氢氧化钠、氯化铵、活性炭等。

2. 实验设备:烧杯、玻璃棒、漏斗、滤纸、加热器、搅拌器、电子天平等。

四、实验步骤1. 称取一定量的石煤,用硫酸溶解,制成石煤溶液。

2. 将石煤溶液加热至一定温度,保持一段时间,使钒元素充分溶解。

3. 加入氢氧化钠溶液,调节溶液pH值,使钒离子生成沉淀。

4. 将沉淀过滤、洗涤,得到钒产品。

5. 对实验数据进行记录和分析。

五、实验结果与分析1. 酸浸效果:通过对比不同酸浓度、反应时间等因素对酸浸效果的影响,确定最佳酸浸条件。

2. 净化效果:通过对比不同净化方法、净化时间等因素对净化效果的影响,确定最佳净化条件。

3. 沉钒效果:通过对比不同沉淀剂、沉淀时间等因素对沉钒效果的影响,确定最佳沉钒条件。

4. 钒产品纯度:对得到的钒产品进行化学分析,确定其纯度。

六、实验结论通过本实验,掌握了石煤提钒的基本原理、工艺流程以及影响因素,为石煤提钒生产提供了理论依据。

实验结果表明,在最佳条件下,石煤提钒的酸浸效果、净化效果和沉钒效果均较好,钒产品纯度较高。

七、实验注意事项1. 实验过程中应注意安全,严格遵守实验操作规程。

2. 实验过程中要控制好实验条件,确保实验结果的准确性。

3. 实验结束后,对实验设备进行清洗、保养,以备下次实验使用。

钒的提取工艺研究

钒的提取工艺研究

石煤湿法提钒新工艺研究摘要:以西南某石煤矿为原料,采用石煤中加入氧化剂和硫酸加热浸出,浸出液经P204萃取后水解沉钒工艺。

研究结果表明,钒总回收率达68%以上,产品V2O5纯度达到国标99级以上。

该方法与传统焙烧法提钒相比,具有无焙烧废气污染,产品质量高,污染少等优点。

介绍了采用脱炭氧化、钠化焙烧、水浸从石煤中提钒的工艺方法。

研究了复合附加剂种类、温度、时间等对石煤焙烧钒转化率的影响:液固比、温度、时间、浸出液钒浓度对浸出的影响及浸出液净化条件等。

研究结果表明,焙烧温度、附加剂、液固比是影响钒转浸率的重要因素。

本研究适宜的工艺条件是:石煤脱炭温度860~(2。

钠化焙烧温度820'(2,焙烧时间4h,附加剂为氯化钠碳酸钠混合。

浸出采用循环富集,液固比为1:1,浸出水温度80℃。

关键词:石煤;湿法浸出;溶剂萃取;水解沉淀;石煤;脱炭;焙烧;水浸;V2O5.。

目前,提钒的工艺有很多种,但为了解决提钒过程“三废”对环境的污染和降低生产成本,研究提出一种清洁型的提钒新工艺,在生产过程中解决石煤提钒过程“三废”的污染问题。

石煤无需焙烧硫酸直接浸出,该法与传统石煤焙烧提钒工艺相比,彻底解决了提钒过程中废气对环境的影响,产品回收率高,可直接得到高品位的V2O5产品等特点。

但高温强氧化条件直接浸出,一般酸耗较高,生产成本较高,特别是在钒产品价格较低时,限制该工艺的生产应用。

降低生产成本是直接酸浸提钒工艺的研究重点,本实验对降低直接浸出酸耗、能耗进行了试验研究。

1原料及试验方法1.1原料石煤原矿为西南某地石煤氧化矿,原矿主要化学成分列于表1。

表1原矿主要组分与含量%1.2试剂、设备及分析方法试验试剂:氧化剂、氯酸钠、硫酸、铁屑、氨水、P204、TBP、磺化煤油。

主要试验设备:PSMCQ180mm×200mm瓷衬球磨机、恒温水浴搅拌器、101—3(A)烘箱、S312恒速搅拌器、SHB—B88型循环水式真空泵、自制孔板式连续萃取器。

石煤提钒直接酸浸法工艺研究

石煤提钒直接酸浸法工艺研究

2 .Y u n n a n Q i a n y u a n L u m i n o u s E n e r g y C o . ,L t d . ,K u n m i n g , Y u n n a n 6 5 0 0 0 0 , C h i n a )
A BS TR ACT : 1 ’ } l e d i r e c t l e a c h i n g p r o c e s s o f v a n a d i u m o r e u n d e r s u l f u r i c a c i d o x i d a t i o n c o n d i t i o n i s t h e k e y r e s e a r c h i s s u e :t h e s i l i
2 0 1 5年 4月
云南 冶 金
YUNNAN METAL L URGY
Ap r .2 01 5
第4 4卷第 2期 ( 总第 2 5 1 期)
V o 1 . 煤 提 钒 直 接 酸 浸 法 工 艺 研 究
许 金 泉 ,张 济祥 ,周 京 明
( 1 . 昆 明贵金 属研 究所 ,云南 2 . 云南 乾元 光 能有 限公 司 ,云南

昆明 昆明
6 5 0 1 0 6 ; 6 5 0 0 0 0 )
要 :重点研究 了在硫酸 氧化 的条件下钒矿 的直接浸 出工艺 ,探讨了在氟化铵 的作 用下 ,破坏钒矿 的硅酸
盐晶格结 构 ,钒矿 颗粒 及 内部 中 V “、V 在 酸性 氧化环境 中 的不 同浸 出行 为。考 察 了硫 酸 、氯酸钠 、氟化铵 、 温度 、粒度 、氧化 时间等 因素对浸 出率 的影 响以及 浸 出率 的稳定性 。结 果表 明:石煤 钒矿 的浸 出 的最佳 条件是 : 硫酸3 0 % ,氯酸钠 3 % ,氟化铵 2 . 5 % ,粒度 1 0 0 — 2 0 0目,液 固 比 ( L / S )为 2: 1 ,浸 出温度 8 0  ̄ C,浸 出时间 8 h ,在该工艺条件下 ,V : 0 浸出率稳定在 9 2 %以上 。 关键 词 :硫酸 氧化 ;直接浸 出 ;氟化铵 ;石煤钒矿

石煤矿硫酸浸出提取钒的研究

石煤矿硫酸浸出提取钒的研究

石煤矿硫酸浸出提取钒的研究I. 引言A. 研究背景B. 目的和意义C. 研究现状II. 实验部分A. 材料和试剂B. 实验方法1. 石煤矿硫酸浸出提取钒过程2. 实验条件控制3. 实验结果分析III. 结果分析A. 硫酸浸出效果分析B. 钒含量分析C. 影响因素分析1. 浸出时间2. 正硫酸浓度3. 硫酸用量4. 温度IV. 讨论A. 实验部分讨论B. 可行性分析C. 推广应用前景V. 结论A. 实验结论B. 发现和启示C. 研究展望I. 引言作为一种重要的工业品,钒被广泛应用于合金、催化剂、稀土金属等领域,然而大部分钒矿石存在于煤中,利用煤矿资源进行钒的提取已经成为研究热点。

钒的提取方法种类繁多,其中石煤矿硫酸浸出提取钒是一种比较成熟和常用的方法。

本文对石煤矿硫酸浸出提取钒的研究进行探讨和总结,旨在深入了解该方法的原理和过程,以及影响因素和检测方式。

A. 研究背景石煤矿是一种含煤量较高的矿石,在中国煤炭资源储量排名靠前,而其中存储的钒矿占比较高,这为石煤矿的开发利用提供了广阔的发展空间。

目前,国内外石煤矿钒资源的开发主要通过煤普跃流化床燃烧、氧化亚铁改性等方法提取钒,但几乎所有的钒提取方法都需要在硫酸介质中进行。

硫酸浸出提取钒是一种常见的方法,其原理是利用硫酸对煤质和钒的浸出,提取出含钒的溶液,然后通过化学反应或物理方法从溶液中分离和回收钒元素。

该方法优点是浸出效果稳定、钒品位高、回收率较好、成本低,已经被广泛用于工业生产和科学研究领域。

B. 目的和意义石煤矿硫酸浸出提取钒是一种比较成熟和常用的方法,但是其效率、环保性等问题仍然需要进一步探讨和解决。

本文旨在通过对该方法的研究和分析,探讨该方法的原理和特点,找出影响因素和改善措施,以实现优化和提高提取效率,为其商业化广泛应用提供技术支持和理论基础。

C. 研究现状目前,硫酸浸出提取钒的研究已经获得了一定的进展。

国内外的学者在石煤矿硫酸浸出提取钒的过程中进行了有效的工艺改进和技术研究,例如学者王传彦等人通过进行反应条件优化,实现了硫酸浸出提取石煤矿钒的高效率、低成本和环保稳定等目标。

提高云南某石煤钒矿酸法提钒浸出率的研究

提高云南某石煤钒矿酸法提钒浸出率的研究

提高云南某石煤钒矿酸法提钒浸出率的研究随着当前社会经济水平不断提高,化工行业得到了长足发展,特别是钒作为一种重要的工业原料。

云南某石煤钒矿钒含量较高,是值得开发和利用的资源。

万安县某石煤钒矿提取钒的主要方法是采用酸法提钒浸出。

而酸法提钒浸出率是影响钒提取率的主要因素,其主要的影响变量是浸出剂温度、浸出剂用量、搅拌速度和搅拌时间等。

首先,浸出剂温度是影响浸出率的主要因素。

浸出温度越高,动力学相反作用越大,溶液中的各种有机物质越易被酸溶解,也就是说,浸出率越高。

相反,浸出温度越低,矿石中的细晶石和微晶石被酸溶解的能力越弱,浸出率也就越低。

因此,通过适当调整浸出温度,可以提高浸出率。

其次,浸出剂用量对于浸出率也有很大的影响。

增加浸出剂的用量,可以增加溶液的活性能和溶解量,从而提高浸出率。

但是,过多的溶剂会使浸出反应变慢,出现溶解减慢的现象,从而降低浸出率。

因此,适当调整浸出剂用量,也可以提高浸出率。

此外,搅拌速度和搅拌时间对浸出率也有重要影响。

适当提高搅拌速度,可以加快反应的进行,改善溶剂的分散度,有利于矿石的溶解和浸出,从而提高浸出率。

但是,搅拌时间过长会使反应进程过于复杂,出现结晶和沉淀,影响浸出率的增加。

因此,需要适当调整搅拌速度和搅拌时间,以获得最佳浸出率。

最后,可以采取一些特殊措施来提高浸出率。

比如,在浸出时可以加入少量碱性物质,以及适当添加水来增加溶解性,从而达到提高浸出率的目的。

综上所述,要提高云南某石煤钒矿酸法提钒浸出率,必须对上述几个变量进行合理调节,同时,采取一些特殊措施,以便有效地提高浸出率。

只有综合考虑这些因素,才能够有效地提升浸出率,达到提高云南某石煤钒矿钒提取率的目的。

以上就是关于提高云南某石煤钒矿酸法提钒浸出率的研究的详细介绍,最后,仍然要提醒大家,在实际操作中,以上参数的调整必须要结合实际情况进行,才能够获得最佳浸出率。

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第28卷 第1期 成都理工学院学报 V o l.28N o.1 2001年1月JOU RNAL O F CH EN GDU U N I V ER S IT Y O F T ECHNOLO GY Jan.2001 [文章编号]100529539(2001)0120107204从石煤酸浸液中萃取钒的工艺研究Ξ张 云 范必威 彭达平 陈细发(成都理工学院应用化学系,成都610059)[摘要]研究了三正辛胺从石煤酸浸液中萃取钒的工艺过程,从萃取和反萃的pH值、相比、有机相组成、澄清时间等方面进行了详细试验。

研究表明:用三正辛胺萃取钒时,其萃取率可达98%以上;而且易反萃,用0.5M N a2CO3反萃时,反萃率为99.9%。

经萃取后,浸出液中的钒可由每升几克富集到每升数十克以上,有利于后续的提钒工艺。

[关键词]萃取;钒;三正辛胺;石煤;酸浸[分类号]T F111.3 [文献标识码]A 前期试验研究表明[1],对焙烧熟料采用稀酸浸取时,钒的回收率可比水浸时增加10%以上;对高钙矿石其回收率增加更高,最高可达30%~40%。

但采用稀酸浸出时,V2O5回收率增大的同时,杂质含量也大大增加,如Fe,M n,Ca,M g以及Si等纷纷进入溶液,为净化和沉钒带来了极大的麻烦。

其一,若直接对浸出液沉钒,则沉钒率只80%~90%,而且沉淀中杂质含量很高;其二,若对酸浸液调整pH 值分别除去Ca,M g,Fe,Si等后再沉钒,则净化过程复杂、试剂加入量大,而且钒损失大,最多可达15%。

因此,如何从酸浸出液中回收钒成为了后续研究工作的关键,也是国内石煤提钒厂不采用酸浸提钒的主要原因。

从酸性浸出液中回收钒,目前研究较多的是离子交换法和萃取法。

两种方法从浸出液中回收钒时均能起到两个目的,一是使低浓度的钒得到富集,从每升几克富集到每升几十克,从而有利于沉钒,并使总回收率提高;二是使浸出液中的钒与杂质分离从而代替净化工序,并降低净化成本。

两种方法各有优缺点,一般说来萃取法更适合于从酸性介质中回收过渡金属。

液2液萃取法从浸出液中回收钒,在国外的应用报道较多[2]。

例如美国阿特拉斯矿物公司利用双222乙基已基磷酸进行钒的萃取,在内华达州从页岩中提取钒时,利用0.075m o l的联十三胺经三级萃取后,再用纯碱进行反萃;此外通用磨机公司还有一专利,可在pH0.5的强酸性条件下从硫酸溶液中萃取钒[2]。

在国内,一些生产钒的大企业如攀枝花钢铁公司等,从钢钒渣中回收钒,其水浸液中钒浓度高达每升几十克,且杂质少,没有必要进行萃取富集和净化,可直接铵盐沉钒;而从石煤中提钒的厂家大多是中小企业,设备工艺很简单,虽也有一些萃取方面的研究报道[4]~[6],但都是在碱性条件下或从水浸液中萃取钒;若酸浸液在碱性条件下萃取,则需调整pH 值,试剂耗量大。

本文采用三正辛胺(TOA)在酸性条件下对酸浸液直接进行萃取,得到浓度高的合格沉钒液。

1 试验原料及方法试验原料:焙烧后的石煤经3%~5%的稀硫酸浸出后,得含钒3~6g L的浸出液,经净化除去大部分的Si O2后,作为萃取的原料液。

试验所用的试剂:TOA,TB P,N a2CO3, N a2SO4,N aO H等均为分析纯,煤油为工业级。

实验方法:用一定量组成的有机相放入分液漏斗中,按相比取调好pH值的水相放入漏斗中匀速振荡3m in,澄清数分钟后取萃余液分析,并计算萃取率;对含钒有机相,取一定组成的反萃液重复上述操作,并计算反萃率和总回收率;反萃后的有机相经处理后循环使用。

Ξ[收稿日期]2000206229[作者简介]张云(1968-),男,硕士,讲师,应用化学专业.2 结果分析与讨论2.1 有机相组成与容量的关系首先分别对三正辛胺(文中简称“胺”)、磷酸三丁脂(TB P )和煤油的不同组成进行了实验,结果如表1所示。

表1 有机相组成与容量的关系T ab le 1 T he capacity and compo siti on of o rgan ic phase实验序号有机相组成 %TOA TBP煤油有机相容量 g ・L -115951621090303158542415856.05510854861058550 pH =2.5±0.1,O A =1∶4,经多次萃取。

从表1可知,V 2O 5的容量与有机相中胺的浓度近似于正比关系,胺浓度越高,V 2O 5在有机相中的富集倍数也越高,但胺浓度太高时,其损失量也会增大。

从有机相组成上看,单独使用TB P 时,其萃取效果很差;但TB P 和胺联合使用时,其效果还稍好于单独使用胺时的萃取效果。

因此,萃取过程中,宜选用胺作主萃剂,TB P 作协萃剂,按一定比例配制后用煤油稀释使用。

以下试验中有机相组成均为:10%胺、5%TB P 和85%的煤油。

2.2 溶液pH 值对萃取率的影响本实验采用O ∶A =1∶2,用10%胺、5%TB P 和煤油作有机相对不同的pH 值进行试验,试验中振荡3m in ,澄清5m in ,原料液含钒4.75g L ,试验结果如图1所示。

数据表明溶液的pH 值对萃取的影响很大。

pH 值在2.0~3.2之间时,萃取效果较好,当pH <2.0图1 溶液pH 值对萃取的影响F ig .1 T he effect of pH on ex tracti on或pH >3.2以后,萃取率急剧下降,主要是由于pH 值小于2.0时V 2O 5呈阳离子状态,而难以萃取[2],即:V 2O 5・H 2O +2H +=2VO 2+(浓黄色)+H 2O ,pH =1.5当pH 太大时,V 2O 5易反萃,难萃取,因此,操作中宜控制pH 值在2.0~3.2之间。

2.3 相比对萃取的影响在pH =2.5±0.1条件下,对含钒4.95g L 的原料液取相比范围1∶1~1∶5进行实验(表2)。

表2 相比对萃取率的影响T ab le 2 T he effect of O A on ex tracti on rate 萃取相比萃余液浓度 g ・L -1萃取率 %1∶10.0898.41∶20.1297.61∶30.1696.81∶40.2096.01∶50.3493.2由表2可以看出,相比对萃取率的影响不是很大,只要在有机相容量范围内的萃取率均较高,如有机相与水相之比在1∶1时萃取率为98.4%,但有机相与水相之比为1∶4时,萃取率为96.0%,与1∶1时相差不大。

应用时宜采用较大相比,有效利用萃取剂的容量,从而降低萃取剂损失。

2.4 澄清时间对萃取的影响本实验在pH =2.4±0.1,相比O ∶A =1∶2条件下,对含钒4.72g L 的原料液进行澄清时间的比较。

萃取尾液含钒与澄清时间的关系如图2所示,结果表明澄清时间在4m in 以后对萃取的影响很小,而小于4m in 时的萃取不完全,说明澄清时间不够,所以澄清时间应选5m in 左右,这样既可使两相分离,又可提高生产效率。

图2 沉清时间对萃取的影响F ig .2 T he effect of setting ti m e on ex tracti on・801・成都理工学院学报 第28卷2.5 萃取级数测定在相比O ∶A =1∶2,pH =2.1±0.1下对含钒5.2g L 的原料液进行多级萃取,测定其最大萃取率(表3)。

结果表明,第一次萃取时钒的回收率即达到94.8%,尾液浓度降至0.27g L ,但经第二次、三次萃取后,回收率增加不大,仅增加1.7%,尾液浓度降为0.18g L 。

显然通过增加级数来提高回收率的意义不大。

表3 萃取级数测定T ab le 3 T he ti m es of ex tracti on萃取级数萃余液浓度 g ・L -1回收率 %10.2794.820.2395.630.1896.52.6 pH 值对尾液浓度的影响从萃取级数可知,经一次萃取后,虽萃取率达95%以上,但溶液含钒仍在0.2g L 左右,经多级萃取后,降低不多;因此不宜采用多级萃取,若直接排放,则钒损失大且污染环境。

我们对收集的0.24g L V 2O 5尾液在相比1∶20下,单独进行了试验,图3表明,尾液中钒量与萃取的pH 值有较大关系。

这主要由于钒的络合形式较为复杂[3],需进行深入的机理研究,试验的最佳pH 值在2.6左右,生产中宜尽可能调好pH 值后采用少的萃取级数,如一级、二级来减少有机相与水相的接触,降低萃取剂损失,对萃取不完全的尾液调整pH 值后,用少量用机相单独回收,这样既要减少成本,又可提高回收率。

图3 尾液萃取试验F ig .3 T he ralati on sh i p betw een rem ainder so lu ti onconcen trati on and pH2.7 反萃剂组成对反萃的影响在相比1∶1以及pH >12的碱性条件下分别对四种不同组成反萃液及用量进行了试验,结果如表4所示。

表4 反萃剂不同组成及浓度时反萃实验T ab le 4 T he an ti 2ex tracti on tests反萃剂组成种类浓度 M一段反萃率 %二段反萃率 %总反萃率%N a 2CO 30.797.42.61000.597.52.499.90.387.810.097.80.163.024.587.5N a 2SO 41.092.46.098.40.592.45.597.90.2592.85.298.0N aC l 1.055.034.589.5N aOH1.090.03.693.6两段反萃数据表明,碱性条件下进行反萃时,N aC l 和N aO H 的反萃效果相对差一些,N a 2CO 3和N a 2SO 4的反萃率均较高;但N a 2SO 4反萃时有机相分层情况不如使用N a 2CO 3时理想。

经多次实验发现,其反萃始终不彻底,影响萃取剂循环使用效果,若进行多段反萃又增加了操作成本,因此宜用0.5~0.7M 的N a 2CO 3进行反萃。

2.8 萃取分离效果取含钒3.75g L 酸浸液在pH =2.5,相比O ∶A =1∶4条件下进行萃取,用0.5M 的N a 2CO 3在相比O ∶A =3∶1下反萃,萃取前后各离子组成见表5所示。

表5 酸浸液与萃取液中主要离子的组成T ab le 5 T he concen trati on of m aj o r i on s in the acid 2leach so lu ti on and ex tracti on so lu ti on 元 素酸浸液 g 1L -1萃取液 g 1L -1V 2O 53.7543.4CaO 1.21<0.02M gO 0.64<0.01A l 2O 31.740.13P 2O 50.170.07Si O 23.970.12结果表明,经萃取后,不仅V 2O 5由3.75g L 富集到43.4g L ,而且大多数杂质被分离,阳离子Ca 、M g 等几乎被全部除去,阴离子的除去率也在90%以上。

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