Nothing Special   »   [go: up one dir, main page]

CN104561546A - 二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法 - Google Patents

二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法 Download PDF

Info

Publication number
CN104561546A
CN104561546A CN201510002399.1A CN201510002399A CN104561546A CN 104561546 A CN104561546 A CN 104561546A CN 201510002399 A CN201510002399 A CN 201510002399A CN 104561546 A CN104561546 A CN 104561546A
Authority
CN
China
Prior art keywords
extraction
rare earth
section
rare
organic phase
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN201510002399.1A
Other languages
English (en)
Other versions
CN104561546B (zh
Inventor
钟学明
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Nanchang Hangkong University
Original Assignee
Nanchang Hangkong University
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Nanchang Hangkong University filed Critical Nanchang Hangkong University
Priority to CN201510002399.1A priority Critical patent/CN104561546B/zh
Publication of CN104561546A publication Critical patent/CN104561546A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN104561546B publication Critical patent/CN104561546B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Extraction Or Liquid Replacement (AREA)

Abstract

二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法,是以P507为稀土萃取剂,在二进料口分馏萃取分离工艺中设有以N235为萃酸剂、磷酸三辛酯为N235有机相破乳剂的萃酸段,通过N235的萃酸作用,可消除氢离子的副作用,既保证了稀土分离系数不会降低,又保证了二进料口分馏萃取体系中稀土的萃取量不低于稀土的皂化量。与现有二进料口分馏萃取工艺相比,能大幅度降低稀土分离工艺过程的酸碱消耗,其中碱性试剂消耗量下降39%~51%,盐酸的消耗量可下降17%~26%;稀土萃取分离工艺过程的废水排放量大幅度减少,稀土分离的绿色化程度大幅度提高;萃取槽级数可减少32%~38%,稀土萃取分离工艺的总投资下降。因此,分离成本显著下降。

Description

二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法
技术领域
本发明涉及二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法,特别是涉及以2–乙基己基膦酸单2–乙基己基酯(通常简称P507)为稀土萃取剂,叔胺N235为盐酸萃取剂,一个分馏萃取体系处理二种氯化混合稀土料液,分馏萃取体系的稀土萃取量不低于稀土皂化量的二进料口分馏萃取分离稀土的工艺方法。本发明属于湿法冶金中的溶剂萃取领域。
背景技术
由于稀土元素具有独特的物理化学性质,成为现代新材料的摇篮;但是,稀土元素又是一组共生在一起的难分离元素,所以稀土元素的分离一直是分离化学的研究热点和重点。二进料口分馏萃取法是我国学者2013年提出的稀土分离新方法,适用于分离稀土元素相同或相近但是稀土元素的含量有一定差异的两种原料。面对稀土元素相同或相近但是稀土元素的含量有一定差异的两种原料时,传统的处理办法是建立各自独立两条分馏萃取分离生产线分别处理这样的两种原料。与建两条分馏萃取分离生产线的传统处理办法相比较,二进料口分馏萃取法可以大幅度降低分离工艺的酸碱(洗涤酸和皂化碱)消耗,具有明显的技术优势。
现有的二进料口分馏萃取体系由萃取段、萃洗段(因其介于萃取段和洗涤段之间,故也称为中间段)和洗涤段构成,辅助部分包括皂化段(包括碱皂化和稀土皂化)和反萃段。各段均有独特的性质,也各自承担不同的功能,虽然相互之间有联系,但是不能彼此互相取代。碱皂化剂是氢氧化钠、氨水等无机碱。稀土皂化剂是难萃稀土组分。洗涤液(洗涤剂)多数工艺采用盐酸,也有一部分工艺采用从反萃段水相出口获得的含有盐酸的易萃稀土组分水溶液。因此可知,现有洗涤液必定含有较高浓度的氢离子。反萃剂为浓度高于洗涤液的盐酸。
盐酸洗涤的原理是氢离子与萃入有机相中稀土离子发生交换作用。本发明深入研究发现,氢离子在起洗涤作用的同时也产生若干不利于稀土分离的副作用,主要有:1)氢离子的洗涤作用需要在洗涤段若干级甚至整个洗涤段内才能完成,这意味着洗涤段的稀土分离系数下降;2)洗涤酸必须过量,这不但要消耗更多的洗酸,而且加剧洗涤段的稀土分离系数下降;3)氢离子的洗涤作用,必然使有机相的负载量下降,导致稀土萃取量低于稀土皂化量的现象(即欠载现象),进而使稀土萃取比发生变化而降低分离效率;4)不但洗涤段存在欠载现象,而且萃取段也存在欠载现象;两者相比较,洗涤段欠载现象更为严重;萃取段发生欠载现象,不但直接浪费皂化碱,而且降低稀土分馏萃取分离工艺体系的处理量。无论是盐酸洗涤、还是含有盐酸的易萃稀土组分水溶液洗涤,氢离子的副作用均不可避免地发生,现有二进料口分馏萃取工艺也不例外。氢离子在洗涤过程产生的副作用,使得二进料口稀土分馏萃取分离的级效率下降、级数增加、酸碱消耗量增大,分离成本升高。
发明内容
本发明的目的是针对现有二进料口稀土分馏萃取中氢离子洗涤时产生的副作用,提出一种二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法,以消除氢离子洗涤的副作用,降低稀土分离的酸碱消耗、提高二进料口分馏萃取级效率、降低稀土分离的成本。
本发明二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法,以氯化混合稀土为原料,在二进料口分馏萃取稀土分离工艺中的洗涤段和反萃段之间设有以叔胺N235为萃酸剂、磷酸三辛酯(TOP)为破乳剂的萃酸段;利用N235的萃酸作用以实现二进料口分馏萃取体系中稀土萃取量不低于稀土皂化量。
本发明工艺方案如下:
1)稀土料液
两种料液均为混合稀土的氯化物水溶液,稀土料液的浓度为0.5 M~1.5 M,pH值范围1~5。以稀土元素计,第一种稀土料液中的难萃稀土组分的摩尔分数高于第二种稀土料液中难萃稀土组分的摩尔分数;第一种稀土料液中的易萃稀土组分的摩尔分数低于第二种稀土料液中易萃稀土组分的摩尔分数。
2)稀土萃取有机相
稀土萃取有机相为P507的煤油或磺化煤油溶液,P507的体积百分比浓度为30%~45%;以难萃稀土皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为30%~40%。
3)洗涤液
洗涤液为易萃稀土组分的溶液,其稀土浓度为0.71 M~0.95 M,pH值为1~4。
4)二进料口分馏萃取体系
二进料口分馏萃取体系由萃取段、萃洗段和洗涤段构成。难萃稀土皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液从萃取段与萃涤段的交界级进入分馏萃取体系;第二种稀土料液从萃洗段与洗涤段的交界级进入分馏萃取体系;洗涤液从最后1级萃取槽进入分馏萃取体系。第1级萃取槽平衡水相为难萃稀土组分的水溶液,50%~76%的该溶液转入稀土皂化段,其余24%~50%则为难萃稀土组分产品;最后1级萃取槽平衡有机相为负载易萃稀土组分的有机相,全部转入反萃段。
5)反萃段
以负载易萃稀土组分的有机相为待反萃原料,以3 M~5 M盐酸为反萃剂,逆流反萃将负载于有机相的易萃稀土组分反萃至水相。反萃段出口有机相为再生稀土萃取有机相,全部循环转入碱皂化段;反萃段出口萃余水相为含酸易萃稀土组分水溶液,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三辛酯的煤油或磺化煤油溶液,N235的体积百分比浓度为15%~35%,磷酸三辛酯的体积百分比浓度为10%~25%。逆流萃取除去含酸易萃稀土组分水溶液中的盐酸。萃酸段出口有机相为负载盐酸和非稀土元素的N235有机相;萃酸段出口水相为易萃稀土组分水溶液,65%~80%的该溶液用作稀土二进料口分馏萃取的洗涤液,其余20%~35%则为易萃稀土组分的产品。
7)稀土产品
获得二种稀土产品:从分馏萃取体系第1级萃取槽萃余水相中获得难萃稀土组分的产品;从萃酸段的萃余水相中获得易萃稀土组分的产品。
本发明具有以下优点:与现有二进料口分馏萃取分离工艺方法相比,能大幅度降低稀土分离工艺过程的酸碱消耗,其中无机碱(有机相皂化用碱和中和反萃余液中盐酸用碱)消耗量可下降39%~51%,盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量可下降17%~26%;稀土萃取分离工艺过程的废水排放量明显减少,稀土分离的绿色化程度明显提高;萃取槽级数可减少32%~38%,稀土萃取分离工艺的总投资下降;分离成本显著下降;N235不但可以萃取除去稀土溶液中的盐酸,而且可以同时萃取除去稀土溶液中非稀土杂质,比如铁、铅、铜等,从而提高易萃稀土产品的质量;易萃稀土组分溶液的浓度有明显提高,有利于后续分离工艺或后处理工艺;稀土二进料口分馏萃取分离工艺的处理量有一定程度的提高。
本发明通过萃酸段N235的萃酸酸作用消除氢离子洗涤的副作用,既保证了稀土分离系数不会因氢离子而降低,又保证了二进料口分馏萃取体系中萃取剂的稀土萃取量为满载即稀土的萃取量不低于稀土的皂化量。
附图说明
图1为二进料口满载分馏萃取体系结构示意图。图1中,包含辅助部分(皂化段、反萃段和萃酸段);HR表示酸性磷萃取剂P507;A 为易萃稀土组分,代表一种稀土元素或若干稀土元素的集合;B为难萃稀土组分,代表一种稀土元素或若干稀土元素的集合。图1不构成对本发明的任何限制。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明所述的二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法作进一步描述。
实施例 1:
二进料口满载分馏萃取~Nd/Sm~分组分离独居石稀土矿和中钇富铕矿
1)稀土料液
第一种稀土料液为独居石稀土矿的氯化物水溶液,其稀土浓度为1.2 M,pH值为3,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.95,中重稀土Sm~Lu及Y的摩尔分数为0.05。
第二种稀土料液为中钇富铕矿的氯化稀土水溶液,其稀土浓度为1.0 M,pH值为1,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.55,中重稀土Sm~Lu及Y的摩尔分数为0.45。
中钇富铕矿料液与独居石稀土矿料液进料量摩尔比为1︰1。
2)稀土萃取有机相
稀土萃取有机相为P507的煤油溶液,P507的体积百分比浓度为36%;以轻稀土皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为35%。
3)洗涤液
洗涤液为中重稀土元素(Sm~Lu及Y)的溶液,其稀土浓度为0.9259 M,pH值为3。
4)分馏萃取体系
二进料口分馏萃取体系由23级萃取槽构成,其中萃取段8级,萃洗段7级,洗涤段8级。轻稀土皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液即独居石稀土矿的氯化物水溶液,从第8级萃取槽进入分馏萃取体系;第二种稀土料液即中钇富铕矿的氯化稀土水溶液,从第15级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第23级萃取槽进入分馏萃取体系。第1级萃取槽平衡水相为轻稀土的水溶液,62.34%的轻稀土液转入稀土皂化段,其余37.66%轻稀土液为产品;第23级萃取槽平衡有机相为负载中重稀土元素的有机相,全部转入反萃段。
其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量S=2.482547,归一化洗涤量W=1.982512。萃取量︰第一种稀土料液进料量︰第二种稀土料液进料量︰洗涤量=2.482547︰1︰1︰1.982512(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.623362,萃洗段萃取比为0.832368,洗涤段萃取比为1.252223。
5)反萃段
以负载中重稀土元素(Sm~Lu及Y)的有机相为待反萃原料,以5 M盐酸为反萃剂,流比O/A=22.05︰1,9级逆流反萃将负载于有机相的中重稀土元素反萃至水相。反萃段出口有机相为再生P507有机相,全部循环转入碱皂化段;反萃段出口萃余水相为含有2.222 M盐酸的中重稀土溶液,中重稀土浓度为0.9258 M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三辛酯的煤油溶液,N235的体积百分比浓度为35%,磷酸三辛酯的体积百分比浓度为10%。流比O/A=5︰1,5级逆流萃取除去含有2.222 M盐酸的中重稀土溶液中的盐酸。萃酸段出口有机相为负载盐酸和非稀土元素的N235有机相;萃酸段出口水相为0.9258 M中重稀土溶液,其pH值为3;79.86%中重稀土溶液用作稀土二进料口分馏萃取的洗涤液,其余21.14%中重稀土溶液为产品。
7)稀土产品
从分馏萃取体系第1级萃取槽萃余水相中获得轻稀土(La~Nd)产品,其相对纯度为99.99%,收率为99.99%;从萃酸段的萃余水相中获得中重稀土(Sm~Lu及Y)的产品,其的相对纯度为99.99%,收率为99.97%。
8)分离效果对比
与现有二进料口稀土分馏萃取工艺相比较,本发明的无机碱(有机相皂化用碱和中和反萃余液中盐酸用碱)的消耗量下降51.03%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降24.09%;萃取槽级数减少14级,下降37.84%。
实施例 2:
二进料口满载分馏萃取~Nd/Sm~分组分离氟碳铈矿和中钇富铕矿
1)稀土料液
第一种稀土料液为氟碳铈矿的氯化物水溶液,其稀土浓度为1.5 M,pH值为4,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.98,中重稀土Sm~Lu及Y的摩尔分数为0.02。
第二种稀土料液为中钇富铕矿的氯化稀土水溶液,其稀土浓度为1.5 M,pH值为2,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.55,中重稀土Sm~Lu及Y的摩尔分数为0.45。
中钇富铕矿料液与氟碳铈矿料液进料量摩尔比为1︰2。
2)稀土萃取有机相
稀土萃取有机相为P507的煤油溶液,P507的体积百分比浓度为35%;以轻稀土皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为36%。
3)洗涤液
洗涤液为中重稀土元素(Sm~Lu及Y)的溶液,其稀土浓度为0.9524 M,pH值为2。
4)分馏萃取体系
二进料口分馏萃取体系由26级萃取槽构成,其中萃取段9级,萃洗段9级,洗涤段8级。轻稀土皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液即氟碳铈矿的氯化物水溶液,从第9级萃取槽进入分馏萃取体系;第二种稀土料液即中钇富铕矿的氯化稀土水溶液,从第18级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第26级萃取槽进入分馏萃取体系。第1级萃取槽平衡水相为轻稀土的水溶液,49.60%的轻稀土液转入稀土皂化段,其余50.40%轻稀土液为产品;第23级萃取槽平衡有机相为负载中重稀土元素的有机相,全部转入反萃段。
其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量S=2.469803,归一化洗涤量W=1.979779。萃取量︰第一种稀土料液进料量︰第二种稀土料液进料量︰洗涤量=2.469803︰2︰1︰1.979779(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.495966,萃洗段萃取比为0.828854,洗涤段萃取比为1.247514。
5)反萃段
以负载中重稀土元素(Sm~Lu及Y)的有机相为待反萃原料,以5 M盐酸为反萃剂,流比O/A=22.68︰1,9级逆流反萃将负载于有机相的中重稀土元素反萃至水相。反萃段出口有机相为再生P507有机相,全部循环转入碱皂化段;反萃段出口萃余水相为含有2.143 M盐酸的中重稀土溶液,中重稀土浓度为0.9523 M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三辛酯的煤油溶液,N235的体积百分比浓度为30%,磷酸三辛酯的体积百分比浓度为15%。流比O/A=5︰1,5级逆流萃取除去含有2.143 M盐酸的中重稀土溶液中的盐酸。萃酸段出口有机相为负载盐酸和非稀土元素的N235有机相;萃酸段出口水相为0.9523 M中重稀土溶液,其pH值为2;80.16%中重稀土溶液用作稀土二进料口分馏萃取的洗涤液,其余19.84%中重稀土溶液为产品。
7)稀土产品
从分馏萃取体系第1级萃取槽萃余水相中获得轻稀土(La~Nd)产品,其相对纯度为99.99%,收率为99.99%;从萃酸段的萃余水相中获得中重稀土(Sm~Lu及Y)的产品,其的相对纯度为99.99%,收率为99.95%。
8)分离效果对比
与现有二进料口稀土分馏萃取工艺相比较,本发明的无机碱(有机相皂化用碱和中和反萃余液中盐酸用碱)的消耗量下降45.80%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降17.44%;萃取槽级数减少13级,下降33.33%。
实施例 3:
二进料口满载分馏萃取Tb/Dy分离铽镝
1)稀土料液
第一种稀土料液为氯化铽镝的水溶液,其稀土浓度为1.0 M,pH值为5,铽(Tb)的摩尔分数为0.60,镝(Dy)的摩尔分数为0.40。
第二种稀土料液为氯化铽镝的水溶液,其稀土浓度为1.0 M,pH值为3,铽(Tb)的摩尔分数为0.40,镝(Dy)的摩尔分数为0.60。
第二种稀土料液与第一种稀土料液进料量摩尔比为1︰1。
2)稀土萃取有机相
稀土萃取有机相为P507的磺化煤油溶液,P507的体积百分比浓度为30%;以铽皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为40%。
3)洗涤液
洗涤液为镝的溶液,其稀土浓度为0.8333 M,pH值为4。
4)分馏萃取体系
二进料口分馏萃取体系由52级萃取槽构成,其中萃取段18级,萃洗段4级,洗涤段30级。铽皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液从第18级萃取槽进入分馏萃取体系;第二种稀土料液从第22级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第52级萃取槽进入分馏萃取体系。第1级萃取槽平衡水相为铽的水溶液,76.20%的铽液转入稀土皂化段,其余23.80%铽液为产品;第52级萃取槽平衡有机相为负载镝元素的有机相,全部转入反萃段。
其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量S=3.201688,归一化洗涤量W=2.201688。萃取量︰第一种稀土料液进料量︰第二种稀土料液进料量︰洗涤量=3.201688︰1︰1︰2.201688(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.762000,萃洗段萃取比为1.000000,洗涤段萃取比为1.454197。
5)反萃段
以负载镝元素的有机相为待反萃原料,以4 M盐酸为反萃剂,流比O/A=20.83︰1,8级逆流反萃将负载于有机相的镝元素反萃至水相。反萃段出口有机相为再生P507有机相,全部循环转入碱皂化段;反萃段出口萃余水相为含有1.500 M盐酸的镝溶液,镝浓度为0.8333 M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三辛酯的煤油溶液,N235的体积百分比浓度为25%,磷酸三辛酯的体积百分比浓度为20%。流比O/A=5︰1,5级逆流萃取除去含有1.500 M盐酸的镝溶液中的盐酸。萃酸段出口有机相为负载盐酸和非稀土元素的N235有机相;萃酸段出口水相为0.8333 M镝溶液,其pH值为4;68.77%镝溶液用作稀土二进料口分馏萃取的洗涤液,其余31.23%镝溶液为产品。
7)稀土产品
从分馏萃取体系第1级萃取槽萃余水相中获得铽产品,其相对纯度为99.98%,收率为99.99%;从萃酸段的萃余水相中获得中镝的产品,其的相对纯度为99.99%,收率为99.98%。
8)分离效果对比
与现有二进料口稀土分馏萃取工艺相比较,本发明的无机碱(有机相皂化用碱和中和反萃余液中盐酸用碱)的消耗量下降39.22%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降18.10%;萃取槽级数减少25级,下降32.47%。
实施例 4:
二进料口满载分馏萃取La/Ce分离镧铈
1)稀土料液
第一种稀土料液为氯化镧铈的水溶液,其稀土浓度为0.5 M,pH值为2,镧(La)的摩尔分数为0.90,铈(Ce)的摩尔分数为0.10。
第二种稀土料液为氯化镧铈的水溶液,其稀土浓度为0.8 M,pH值为1,镧(La)的摩尔分数为0.30,铈(Ce)的摩尔分数为0.70。
第二种稀土料液与第一种稀土料液进料量摩尔比为1︰2。
2)稀土萃取有机相
稀土萃取有机相为P507的煤油溶液,P507的体积百分比浓度为45%;以镧皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为30%。
3)洗涤液
洗涤液为铈元素的溶液,其稀土浓度为0.7143 M,pH值为1。
4)分馏萃取体系
二进料口分馏萃取体系由26级萃取槽构成,其中萃取段10级,萃洗段7级,洗涤段9级。镧皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液从第10级萃取槽进入分馏萃取体系;第二种稀土料液从第17级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第26级萃取槽进入分馏萃取体系。第1级萃取槽平衡水相为镧的水溶液,54.89%的镧液转入稀土皂化段,其余45.11%镧液为产品;第26级萃取槽平衡有机相为负载铈元素的有机相,全部转入反萃段。
其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量S=2.555824,归一化洗涤量W=1.655755。萃取量︰第一种稀土料液进料量︰第二种稀土料液进料量︰洗涤量=2.555824︰2︰1︰1.655755(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.548960,萃洗段萃取比为0.962372,洗涤段萃取比为1.543600。
5)反萃段
以负载铈元素的有机相为待反萃原料,以3 M盐酸为反萃剂,流比O/A=15.87︰1,6级逆流反萃将负载于有机相的铈元素反萃至水相。反萃段出口有机相为再生P507有机相,全部循环转入碱皂化段;反萃段出口萃余水相为含有0.8571 M盐酸的铈溶液,铈浓度为0.7142 M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三辛酯的煤油溶液,N235的体积百分比浓度为15%,磷酸三辛酯的体积百分比浓度为25%。流比O/A=4︰1,4级逆流萃取除去含有0.8571 M盐酸的铈溶液中的盐酸。萃酸段出口有机相为负载盐酸和非稀土元素的N235有机相;萃酸段出口水相为0.7142 M铈溶液,其pH值为1;64.79%铈溶液用作稀土二进料口分馏萃取的洗涤液,其余35.21%铈溶液为产品。
7)稀土产品
从分馏萃取体系第1级萃取槽萃余水相中获得镧(La)产品,其相对纯度为99.99%,收率为99.99%;从萃酸段的萃余水相中获得中铈(Ce)的产品,其的相对纯度为99.99%,收率为99.98%。
8)分离效果对比
与现有二进料口稀土分馏萃取工艺相比较,本发明的无机碱(有机相皂化用碱和中和反萃余液中盐酸用碱)的消耗量下降39.73%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降26.04%;萃取槽级数减少13级,下降33.33%。

Claims (1)

1.二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法,其特征在于:以氯化混合稀土为原料,在二进料口分馏萃取稀土分离工艺中的洗涤段和反萃段之间设有以叔胺N235为萃酸剂、磷酸三辛酯为破乳剂的萃酸段;利用N235的萃酸作用以实现二进料口分馏萃取体系中稀土萃取量不低于稀土皂化量;
工艺方案如下:
1)稀土料液
两种料液均为混合稀土的氯化物水溶液,稀土料液的浓度为0.5 M~1.5 M,pH值范围1~5;以稀土元素计,第一种稀土料液中的难萃稀土组分的摩尔分数高于第二种稀土料液中难萃稀土组分的摩尔分数;第一种稀土料液中的易萃稀土组分的摩尔分数低于第二种稀土料液中易萃稀土组分的摩尔分数;
2)稀土萃取有机相
稀土萃取有机相为P507的煤油或磺化煤油溶液,P507的体积百分比浓度为30%~45%;以难萃稀土皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为30%~40%;
3)洗涤液
洗涤液为易萃稀土组分的溶液,其稀土浓度为0.71 M~0.95 M,pH值为1~4;
4)二进料口分馏萃取体系
二进料口分馏萃取体系由萃取段、萃洗段和洗涤段构成;难萃稀土皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液从萃取段与萃涤段的交界级进入分馏萃取体系;第二种稀土料液从萃洗段与洗涤段的交界级进入分馏萃取体系;洗涤液从最后1级萃取槽进入分馏萃取体系;第1级萃取槽平衡水相为难萃稀土组分的水溶液,50%~76%的该溶液转入稀土皂化段,其余24%~50%则为难萃稀土组分产品;最后1级萃取槽平衡有机相为负载易萃稀土组分的有机相,全部转入反萃段;
5)反萃段
以负载易萃稀土组分的有机相为待反萃原料,以3 M~5 M盐酸为反萃剂,逆流反萃将负载于有机相的易萃稀土组分反萃至水相;反萃段出口有机相为再生稀土萃取有机相,全部循环转入碱皂化段;反萃段出口萃余水相为含酸易萃稀土组分水溶液,全部转入萃酸段;
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三辛酯的煤油或磺化煤油溶液,N235的体积百分比浓度为15%~35%,磷酸三辛酯的体积百分比浓度为10%~25%;逆流萃取除去含酸易萃稀土组分水溶液中的盐酸;萃酸段出口有机相为负载盐酸和非稀土元素的N235有机相;萃酸段出口水相为易萃稀土组分水溶液,65%~80%的该溶液用作稀土二进料口分馏萃取的洗涤液,其余20%~35%则为易萃稀土组分的产品;
7)稀土产品
获得二种稀土产品:从分馏萃取体系第1级萃取槽萃余水相中获得难萃稀土组分的产品;从萃酸段的萃余水相中获得易萃稀土组分的产品。
CN201510002399.1A 2015-01-05 2015-01-05 二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法 Expired - Fee Related CN104561546B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201510002399.1A CN104561546B (zh) 2015-01-05 2015-01-05 二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201510002399.1A CN104561546B (zh) 2015-01-05 2015-01-05 二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN104561546A true CN104561546A (zh) 2015-04-29
CN104561546B CN104561546B (zh) 2016-08-24

Family

ID=53078617

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201510002399.1A Expired - Fee Related CN104561546B (zh) 2015-01-05 2015-01-05 二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN104561546B (zh)

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104593593A (zh) * 2015-01-16 2015-05-06 南昌航空大学 二进三出满载分馏萃取分离钐铕钆富集物的方法
CN105925803A (zh) * 2016-05-13 2016-09-07 南昌航空大学 一种溶剂萃取法制备4n级铕的工艺方法
CN106498191A (zh) * 2016-12-05 2017-03-15 南昌航空大学 三进料口分馏萃取分离混合稀土的方法
CN106498193A (zh) * 2016-12-22 2017-03-15 南昌航空大学 一种分组分离三种稀土原料的萃取方法
CN107012342A (zh) * 2017-04-26 2017-08-04 南昌航空大学 一种提取低品位离子型稀土原矿中稀土元素的方法
CN109022781A (zh) * 2018-09-26 2018-12-18 南昌航空大学 一种联产4n钬和5n镱的萃取分离方法
CN110776040A (zh) * 2019-11-04 2020-02-11 南昌航空大学 一种稀土萃取分离钙皂化废水制备4n级氯化钙的方法
CN114853050A (zh) * 2022-03-29 2022-08-05 南昌航空大学 一种萃取分离制备6n级氯化铈的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0726336A (ja) * 1993-07-13 1995-01-27 Daihachi Chem Ind Co Ltd 希土類金属の抽出分離方法
CN103421965B (zh) * 2013-07-25 2014-10-01 南昌航空大学 二进料口分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN104120258A (zh) * 2014-07-25 2014-10-29 广西师范大学 一种无皂化萃取分离轻稀土元素的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0726336A (ja) * 1993-07-13 1995-01-27 Daihachi Chem Ind Co Ltd 希土類金属の抽出分離方法
CN103421965B (zh) * 2013-07-25 2014-10-01 南昌航空大学 二进料口分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN104120258A (zh) * 2014-07-25 2014-10-29 广西师范大学 一种无皂化萃取分离轻稀土元素的方法

Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104593593A (zh) * 2015-01-16 2015-05-06 南昌航空大学 二进三出满载分馏萃取分离钐铕钆富集物的方法
CN105925803A (zh) * 2016-05-13 2016-09-07 南昌航空大学 一种溶剂萃取法制备4n级铕的工艺方法
CN105925803B (zh) * 2016-05-13 2017-08-22 南昌航空大学 一种溶剂萃取法制备4n级铕的工艺方法
CN106498191A (zh) * 2016-12-05 2017-03-15 南昌航空大学 三进料口分馏萃取分离混合稀土的方法
CN106498191B (zh) * 2016-12-05 2018-06-01 南昌航空大学 三进料口分馏萃取分离混合稀土的方法
CN106498193A (zh) * 2016-12-22 2017-03-15 南昌航空大学 一种分组分离三种稀土原料的萃取方法
CN106498193B (zh) * 2016-12-22 2019-07-26 南昌航空大学 一种分组分离三种稀土原料的萃取方法
CN107012342A (zh) * 2017-04-26 2017-08-04 南昌航空大学 一种提取低品位离子型稀土原矿中稀土元素的方法
CN109022781A (zh) * 2018-09-26 2018-12-18 南昌航空大学 一种联产4n钬和5n镱的萃取分离方法
CN109022781B (zh) * 2018-09-26 2019-11-29 南昌航空大学 一种联产4n钬和5n镱的萃取分离方法
CN110776040A (zh) * 2019-11-04 2020-02-11 南昌航空大学 一种稀土萃取分离钙皂化废水制备4n级氯化钙的方法
CN114853050A (zh) * 2022-03-29 2022-08-05 南昌航空大学 一种萃取分离制备6n级氯化铈的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN104561546B (zh) 2016-08-24

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104561546B (zh) 二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN104120258B (zh) 一种无皂化萃取分离轻稀土元素的方法
CN104532022B (zh) 满载分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN104561613B (zh) 一种Nd/Sm~Dy/Ho分组分离中钇富铕矿的工艺方法
CN104372185B (zh) 二进三出分馏萃取分组分离中钇富铕矿和高钇矿的方法
CN103421965A (zh) 二进料口分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN104388710B (zh) 二进三出分馏萃取分组分离轻稀土矿和高钇矿的方法
CN103526055B (zh) 氟碳铈矿钕/钐分组准分馏萃取工艺方法
CN105543476B (zh) 用于分离钇的混合萃取剂及从稀土料液中萃取分离钇的方法
CN104532021B (zh) 一种轻稀土元素的无皂化萃取分离方法
CN104593593B (zh) 二进三出满载分馏萃取分离钐铕钆富集物的方法
CN104561612B (zh) 二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法
CN105256157A (zh) 预分离萃取对轻稀土矿和中钇离子稀土矿联合分离的方法
CN103146938A (zh) 一种铀的萃取分离方法
CN106498191B (zh) 三进料口分馏萃取分离混合稀土的方法
CN105543507B (zh) 轻稀土矿和低钇离子稀土矿用预分离萃取联合分离的方法
CN108486372A (zh) 一种稀土矿浸出液中杂质的脱除方法
CN104388709B (zh) 二进三出分馏萃取分组分离二种混合稀土的方法
CN104531994B (zh) 二进三出分馏萃取分组分离中钇富铕矿的方法
CN105624403A (zh) 一种废酸的综合利用方法
CN104561611B (zh) 三出口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN102676811B (zh) 一种提取富EuCl3溶液的方法与系统
CN105543508B (zh) 预分萃取法对低钇和中钇离子稀土矿共同分组的方法
CN103738982B (zh) 准分馏萃取法分离氯化锂中碱土金属杂质的工艺
CN103194627B (zh) 一种去除稀土溶液中铝的方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20160824

Termination date: 20170105