CN102676811A - 一种提取富EuCl3溶液的方法与系统 - Google Patents

一种提取富EuCl3溶液的方法与系统 Download PDF

Info

Publication number
CN102676811A
CN102676811A CN2012100878939A CN201210087893A CN102676811A CN 102676811 A CN102676811 A CN 102676811A CN 2012100878939 A CN2012100878939 A CN 2012100878939A CN 201210087893 A CN201210087893 A CN 201210087893A CN 102676811 A CN102676811 A CN 102676811A
Authority
CN
China
Prior art keywords
section
washing
extraction
processing unit
grade
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
CN2012100878939A
Other languages
English (en)
Other versions
CN102676811B (zh
Inventor
邱小英
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.)
Jiangxi Rare Earth and Rare Metals Tungsten Group Holding Co Ltd
Original Assignee
Jiangxi Rare Earth and Rare Metals Tungsten Group Holding Co Ltd
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 Jiangxi Rare Earth and Rare Metals Tungsten Group Holding Co Ltd filed Critical Jiangxi Rare Earth and Rare Metals Tungsten Group Holding Co Ltd
Priority to CN2012100878939A priority Critical patent/CN102676811B/zh
Publication of CN102676811A publication Critical patent/CN102676811A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN102676811B publication Critical patent/CN102676811B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • Y—GENERAL 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
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Abstract

一种提取富EuCl3溶液的方法，一系列依次排列的多级处理单元分别构成萃取段、洗涤段和水洗段，每个处理单元都设有澄清室和混合室，在萃取段进行连续逆流萃取，其特征在于：将多级的处理单元作为萃取段；将所述洗涤段分成洗涤1段和洗涤2段，负载有机相进入洗涤1段第1级，洗涤2段最后1级连续加入4.5～5.0NHCl进行逆流洗涤；将洗涤段的富EuCl3移动三出口改在萃取段。根据本发明，产出的富EuCl3所含有价元素Gd由传统工艺的10～20％下降至1～2％，将大大提高有价元素Gd的直收率，同时大大降低提炼Eu的生产成本，提高企业的经济效益。

Description

一种提取富EuCl3溶液的方法与系统
技术领域
本发明涉及一种提取富EuCl3溶液的方法与系统，属于稀土湿法冶炼的技术领域。
背景技术
提取富EuCl3溶液的传统工艺如图2所示，主要包括：在P507-煤油-HCl-Sm/Eu/Gd萃取分离体系中，采用1.0～1.5M P507为萃取剂，磺化煤油为稀释剂，配制成有机相，用氨水皂化，氨化率为30～36％；料液为Gd/Tb分离水相，即1.0～1.5MSm-Eu-Gd料液，洗酸为4.5～5.0NHCl；皂化有机相、Sm-Eu-Gd料液、4.5NHCl的流比为45～30∶1∶2.7～3.2和洗水的流量(10～15L/min)，控制上述比例关系和流量，采用三出口多级分馏萃取工艺在萃取槽内进行萃取分离；从萃取段第1级加入有机相及氨水进行连续皂化，从萃取段24级连续加入1.0～1.5MSm-Eu-Gd料液，在第1～24级萃取段中进行连续逆流萃取；24级的负载有机相进入洗涤1段第1级，从洗涤2段的100～140级中1级连续加入4.5NHCl，在洗涤1段第1级～洗涤2段的100～140级进行逆流洗涤；带有余酸的有机相再经过在水洗段2～6级中加入洗水进行逆流洗涤和澄清；在第2级连续得到纯度≥99.9％SmCl3溶液；位于洗涤1段的第37～56级为富EuCl3溶液的移动三出口，控制富EuCl3溶液出口流量，得到含Eu：50～70％、Gd：10～20％、Sm：10～20％的富EuCl3溶液；在洗涤2段GdCl3溶液出口级控制GdCl3溶液的出口流量为1～2L/min，连续得到纯度≥99.99％GdCl3溶液，剩余的GdCl3溶液进入GdCl3溶液出口的前一级连续用作洗涤段的洗酸；在水洗段2～6级中的一级连续排出废水，水洗段的最后一级连续排出空白的循环有机相，经过中转槽连续返回萃取段第1级。
但是，现有工艺产出的富EuCl3含有价元素Gd偏高，有价元素Gd的直收率偏低，生产成本偏高。
发明内容
本发明的目的是提供一种提取富EuCl3溶液的方法和系统，其能降低提取富EuCl3溶液中所含有价元素Gd，提高有价元素Gd的直收率，降低生产成本，提高企业的经济效益。
为此，根据本发明的一个方面，提供了一种提取富EuCl3溶液的方法，其特征在于：从萃取段第1级加入的有机相和氨水，有机相和氨水的体积比为100∶5～9，并且进行连续皂化；从第n级连续加入1.0～1.5MSm-Eu-Gd料液，在萃取段第1～n级中进行连续逆流萃取；n级的负载有机相进入洗涤1段的第1级，从洗涤2段第m级连续加入4.5～5.0NHCl进行逆流洗涤，24＜n＜56，m级从洗涤1段第1级算起；位于萃取段的第p级至第q级为富EuCl3溶液的移动三出口，p＜37，q＜56，p和q是自然数，控制富EuCl3溶液出口流量为0.5～1.5L/min，连续得到含Eu：50～70％、Gd：1～2％、Sm：30～50％的富EuCl3溶液。
优选地，n为48。
优选地，所述洗涤段为洗涤1段第1级至洗涤2段110～130级处理单元。
特别是，有机相以1.0～1.5M P507为萃取剂，磺化煤油为稀释剂配制而成。
优选地，p＝33，q＝40。
根据本发明的另外一个方面，提供了一种提取富EuCl3溶液的系统，其特征在于：该系统包括一系列依次串联的处理单元，分别形成萃取段、洗涤1段、以及洗涤2段和水洗段，每个处理单元都设有澄清室和混合室；处理单元1至处理单元n构成萃取段，24＜n＜56，处理单元1设有入口A，其是有机相和氨水的入口；处理单元n设有入口B，其是1.0～1.5M Sm-Eu-Gd料液的入口；处理单元2设有出口E，其是纯度≥99.9％SmCl3的出口；萃取段的处理单元p至处理单元q为出口F，其是富EuCl3溶液的出口，p＜37，q＜56，p和q是自然数；洗涤1段的第1级～洗涤2段的第m级构成进行逆流洗涤的处理单元，m级从洗涤1段第1级算起；洗涤2段的最后一个处理单元设有入口C，其是4.5～5.0NHCl的入口；洗涤2段处理单元1设有出口G，其是纯度≥99.99％GdCl3的出口；水洗段的倒数第二个处理单元设有入口D，其是洗水的入口；水洗段的处理单元2～6其中之一设有出口H，其是废水的出口；水洗段的最后一个处理单元设有出口I，其是循环有机相的出口。
优选地，优选地，n为48。
优选地，所述洗涤2段m为第110～130级处理单元。
优选地，p＝33，q＝40。
根据本发明，产出的富EuCl3所含有价元素Gd由传统工艺的10～20％下降至1～2％，将大大提高有价元素Gd的直收率，同时大大降低提炼Eu的生产成本，提高企业的经济效益。
附图说明
图1是根据现有技术的提取富EuCl3溶液的系统单元结构示意图。
图2是根据现有技术的提取富EuCl3溶液的工艺流程示意图。
图3是根据本发明的提取富EuCl3溶液的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图1-3和实施例对本发明进一步说明。
提取富EuCl3溶液的系统包括一系列依次串联的如图1所示的单元，附图标记10表示有机相进口；附图标记11表示有机相溢流口；附图标记12表示有机相出口。附图标记20表示水相进口；附图标记21表示水相入口；附图标记22表示水相出口。附图标记50表示澄清室；附图标记51表示混合室；附图标记52表示混合相出口；附图标记53表示L形挡板。
在图2和图3中，
A表示有机相(1.0～1.5MP507+磺化煤油)+氨水的入口；
B表示1.0～1.5M Sm-Eu-Gd料液的入口；
C表示4.5～5.0NHCl的入口；
D表示洗水的入口；
E表示纯度≥99.9％SmCl3的出口；
F表示富EuCl3的出口；
G表示纯度≥99.99％GdCl3的出口；
H表示废水的出口；
I表示循环有机相(1.0～1.5MP507+磺化煤油)的出口。
实施例1
如图3所示：根据本发明的提取富EuCl3溶液的方法，在P507-煤油-HCl-Sm/Eu/Gd萃取分离工艺中，采用1.2M P507为萃取剂，磺化煤油为稀释剂，配制成有机相，用氨水皂化，氨化率为33％，料液为Gd/Tb分离水相，即1.2MSm-Eu-Gd料液，洗酸为4.7NHCl；通过控制皂化有机相、Sm-Eu-Gd料液和4.7NHCl的流量比为47∶1∶2.9和12L/min的洗水流量，采用三出口多级分馏萃取工艺在萃取槽内进行萃取分离。从萃取段第1级加入有机相和氨水进行连续皂化；从萃取段48级连续加入1.2MSm-Eu-Gd料液，在萃取段第1～48级中进行连续逆流萃取；48级的负载有机相进入洗涤段第1级，从洗涤段110～130级中连续加入4.2NHCl进行逆流洗涤；在水洗段2～6级中加入10～15L/min流量的洗水，带有余酸的有机相再经过水洗段2～6级的逆流洗涤和澄清；在萃取段第2级连续得到纯度≥99.9％SmCl3溶液，位于萃取段的第33～40级为富EuCl3溶液的移动三出口，控制富EuCl3溶液出口流量，连续得到含Eu：60％、Sm：38.6％、Gd：1.4％的富EuCl3溶液；在洗涤段GdCl3溶液的出口控制好流量，连续得到纯度≥99.99％GdCl3溶液，剩余的GdCl3溶液进入GdCl3溶液出口的前1级连续用作洗涤段的洗酸；在水洗段2～6级中的一级连续排出废水，水洗段的最后一级连续排出空白的循环有机相，经过中转槽连续返回萃取段第1级。
本发明产出的富EuCl3所含有价元素Gd由传统工艺的10～20％下降至1.4％，将大大提高有价元素Gd的直收率，将大大降低后续提炼Eu的生产成本，提高企业的经济效益。
实施例2
如图3所示：根据本发明的一种提取富EuCl3溶液的方法，在P507-煤油-HCl-Sm/Eu/Gd萃取分离工艺中，采用1.4M P507为萃取剂，磺化煤油为稀释剂，配制成有机相，用氨水皂化，氨化率为35％，料液为Gd/Tb分离水相，即1.4MSm-Eu-Gd料液，洗酸为4.8NHCl；通过控制皂化有机相、Sm-Eu-Gd料液和4.8NHCl的流量比为49∶1∶3和14L/min的洗水流量，采用三出口多级分馏萃取工艺在萃取槽内进行萃取分离。从萃取段第1级加入有机相和氨水进行连续皂化；从萃取段48级连续加入1.5MSm-Eu-Gd料液，在萃取段第1～48级中进行连续逆流萃取；48级的负载有机相进入洗涤段第1级，从洗涤段110～130级中连续加入4.8NHCl进行逆流洗涤；在水洗段2～6级中加入10～15L/min流量的洗水，带有余酸的有机相再经过水洗段2～6级的逆流洗涤和澄清；在萃取段第2级连续得到纯度≥99.9％SmCl3溶液，位于萃取段的第33～40级为富EuCl3溶液的移动三出口，控制富EuCl3溶液出口流量，连续得到含Eu：65％、Sm：33.3％、Gd：1.7％的富EuCl3溶液；在洗涤段GdCl3溶液出口控制好流量，连续得到纯度≥99.99％GdCl3溶液，剩余的GdCl3溶液进入GdCl3溶液的出口的前1级连续用作洗涤段的洗酸；在水洗段2～6级中的一级连续排出废水，水洗段的最后一级连续排出空白的循环有机相，经过中转槽连续返回萃取段第1级。
本发明产出的富EuCl3所含有价元素Gd由传统工艺的10～20％下降至1.7％，将将大大提高有价元素Gd的直收率，同时大大降低后续提炼Eu的生产成本，提高企业的经济效益。
综上所述，本发明提供了一种提取富EuCl3溶液的方法，在P507-煤油-HCl-Sm/Eu/Gd萃取分离体系中，采用1.0～1.5M P507为萃取剂，磺化煤油为稀释剂配成有机相，从萃取段第1级加入有机相和氨水，有机相和氨水的体积比为100∶5～9，氨化率为30～36％，进行连续皂化；从第n级连续加入Sm-Eu-Gd料液，在萃取段第1～n级中进行连续逆流萃取，萃取段延长(萃取级数由原先1～24级改为1～48级)；第n级的负载有机相进入洗涤1段第1级，从洗涤2段最后1级连续加入4.5～5.0NHCl进行逆流洗涤；把原位于洗涤段(第37～56级)的富EuCl3移动三出口改在萃取段(第33～40级)。采用三出口多级分馏萃取工艺进行萃取分离后，得到纯度≥99.9％SmCl3溶液、纯度≥99.99％GdCl3溶液及位于萃取段的第p级至第q级为富EuCl3溶液的移动三出口，p＜37，q＜56，连续得到含Eu：50～70％、Gd：1～2％、Sm：30～50％的富EuCl3溶液。
本发明能降低提取富EuCl3溶液中所含有价元素Gd，提高有价元素Gd的直收率，降低生产成本，大大提高了企业的经济效益。
特别是，萃取段的第n级可为24＜n＜56；m级从洗涤1段第1级算起。

Claims (10)

1.一种提取富EuCl3溶液的方法，一系列依次排列的多级处理单元分别构成萃取段、洗涤段和水洗段，每个处理单元都设有澄清室和混合室，在萃取段进行连续逆流萃取，其特征在于：
将多级的处理单元作为萃取段；
将所述洗涤段分成洗涤1段和洗涤2段，负载有机相进入洗涤1段第1级，洗涤2段最后1级连续加入4.5～5.0NHCl进行逆流洗涤；
将洗涤段的富EuCl3移动三出口改在萃取段。
2.一种新改进的提取富EuCl3溶液的方法，主要包括：
在P507-煤油-HCl-Sm/Eu/Gd萃取分离工艺中，采用1.0～1.5MP507为萃取剂，磺化煤油为稀释剂，配制成有机相，用氨水皂化，氨化率为30～36％；料液为Gd/Tb分离水相，即1.0～1.5MSm-Eu-Gd料液，洗酸为4.5～5.0NHCl；皂化有机相、Sm-Eu-Gd料液和4.5～5.0NHCl的流量比为45～30∶1∶2.7～3.2和10～15L/min的洗水流量，控制上述比例关系和流量，采用三出口多级分馏萃取工艺在萃取槽内进行萃取分离，其特征在于：
从萃取段第1级加入1.0～1.5M有机相和氨水，其体积比为100∶5～9，进行连续皂化；
从萃取段第n级连续加入1.0～1.5MSm-Eu-Gd料液，在萃取段第1～n级中进行连续逆流萃取；n级的负载有机相进入洗涤1段的第1级，从洗涤2段第m级连续加入4.5～5.0NHCl进行逆流洗涤，24＜n＜56，110＜m＜130，m和n是自然数，m级从洗涤1段第1级算起；
在水洗段倒数第2级中加入10～15L/min的洗水，带有余酸的有机相再经过水洗段2～6级的逆流洗涤和澄清；
在萃取段第2级连续得到纯度≥99.9％SmCl3溶液；
位于萃取段的第p级至第q级为富EuCl3溶液的移动三出口，p＜37，q＜56，p和q是自然数，控制富EuCl3溶液出口流量为0.5～1.5L/min，连续得到含Eu：50～70％、Gd：1～2％、Sm：30～50％的富EuCl3溶液；
在洗涤2段GdCl3溶液出口级控制好出口流量为1～2L/min，连续得到纯度≥99.99％GdCl3溶液，剩余的GdCl3溶液进入GdCl3溶液出口的前一级，连续用作洗涤段的洗酸；
以及在水洗段2～6级中的第2级连续排出废水，水洗段的最后一级连续排出空白的循环有机相，经过中转槽连续返回萃取段的第1级。
3.如权利要求1或2所述的方法，其特征在于：优选地，n为48。
4.如权利要求2所述的方法，其特征在于：优选地，m为110～130。
5.如权利要求1或2所述的方法，其特征在于：特别是，有机相以1.0～1.5MP507为萃取剂，磺化煤油为稀释剂配制而成。
6.如权利要求1或2所述的方法，其特征在于：优选地，p＝33，q＝40。
7.一种提取富EuCl3溶液的系统，其特征在于：
该系统包括一系列依次串联的处理单元，分别形成萃取段、洗涤1段、以及洗涤2段和水洗段，每个处理单元都设有澄清室和混合室；
处理单元1至处理单元n构成萃取段，24＜n＜56，n是自然数，处理单元1设有入口A，其是有机相和氨水的入口；处理单元n设有入口B，其是1.0～1.5MSm-Eu-Gd料液的入口；处理单元2设有出口E，其是纯度≥99.9％SmCl3的出口；萃取段的处理单元p至处理单元q为出口F，其是富EuCl3溶液的出口，p＜37，q＜56，p和q是自然数；
洗涤2段的第m级为连续加入4.5～5.0NHCl进行逆流洗涤的处理单元，110＜m＜130，m是自然数，m级从洗涤1段第1级算起；
洗涤2段最后一个处理单元设有入口C，其是4.5～5.0NHCl的入口；洗涤2段处理单元1设有出口G，其是纯度≥99.99％GdCl3的出口；
水洗段的倒数第二个处理单元设有入口D，其是洗水的入口；水洗段的处理单元2～6其中之一设有出口H，其是废水的出口；水洗段的最后一个处理单元设有出口I，其是循环有机相的出口。
8.如权利要求7所述的系统，其特征在于：优选地，n为48。
9.如权利要求7所述的系统，其特征在于：m为110～130。
10.如权利要求7所述的系统，其特征在于：p＝33，q＝40。
CN2012100878939A 2012-03-29 2012-03-29 一种提取富EuCl3溶液的方法与系统 Expired - Fee Related CN102676811B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2012100878939A CN102676811B (zh) 2012-03-29 2012-03-29 一种提取富EuCl3溶液的方法与系统

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2012100878939A CN102676811B (zh) 2012-03-29 2012-03-29 一种提取富EuCl3溶液的方法与系统

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN102676811A true CN102676811A (zh) 2012-09-19
CN102676811B CN102676811B (zh) 2013-11-06

Family

ID=46809356

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN2012100878939A Expired - Fee Related CN102676811B (zh) 2012-03-29 2012-03-29 一种提取富EuCl3溶液的方法与系统

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN102676811B (zh)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103789541A (zh) * 2014-01-24 2014-05-14 江苏凯力克钴业股份有限公司 一种钴湿法冶金过程中除钙设备和工艺
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
CN106756130A (zh) * 2016-12-30 2017-05-31 核工业北京化工冶金研究院 一种从高密度矿浆中提取铀的设备及方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1044409A (zh) * 1990-01-10 1990-08-08 江西省稀土研究所 带支体萃取法
CN101012500A (zh) * 2007-02-05 2007-08-08 常州华南化工有限公司 从低钇中重型稀土矿中全分离高纯稀土氧化物的方法
CN101182597A (zh) * 2007-12-13 2008-05-21 东北大学 一种酸性萃取剂络合萃取分离稀土元素的方法
CN101294244A (zh) * 2007-04-25 2008-10-29 北京有色金属研究总院 从硫酸稀土溶液中萃取分离四价铈、钍、氟及少铈三价稀土的工艺方法
CN101787451A (zh) * 2010-01-22 2010-07-28 内蒙古科技大学 提高酸性磷型萃取剂萃取分离稀土元素效率的方法
CN102041384A (zh) * 2011-01-07 2011-05-04 内蒙古科技大学 协同萃取分离稀土元素的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1044409A (zh) * 1990-01-10 1990-08-08 江西省稀土研究所 带支体萃取法
CN101012500A (zh) * 2007-02-05 2007-08-08 常州华南化工有限公司 从低钇中重型稀土矿中全分离高纯稀土氧化物的方法
CN101294244A (zh) * 2007-04-25 2008-10-29 北京有色金属研究总院 从硫酸稀土溶液中萃取分离四价铈、钍、氟及少铈三价稀土的工艺方法
CN101182597A (zh) * 2007-12-13 2008-05-21 东北大学 一种酸性萃取剂络合萃取分离稀土元素的方法
CN101787451A (zh) * 2010-01-22 2010-07-28 内蒙古科技大学 提高酸性磷型萃取剂萃取分离稀土元素效率的方法
CN102041384A (zh) * 2011-01-07 2011-05-04 内蒙古科技大学 协同萃取分离稀土元素的方法

Non-Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
杨幼明等: "电池级稀土氧化物制备工艺的研究", 《江西有色金属》, vol. 14, no. 1, 31 March 2000 (2000-03-31), pages 22 - 26 *
陈曙生等: "富铕中钇矿稀土萃取分离新工艺流程的研究", 《江西冶金》, vol. 20, no. 6, 31 December 2000 (2000-12-31) *
韩旗英: "稀土萃取分离技术现状分析", 《湖南有色金属》, vol. 26, no. 1, 28 February 2010 (2010-02-28) *
韩旗英等: "中钇富铕稀土矿三分组新工艺", 《稀土》, vol. 32, no. 4, 31 August 2011 (2011-08-31), pages 72 - 77 *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103789541A (zh) * 2014-01-24 2014-05-14 江苏凯力克钴业股份有限公司 一种钴湿法冶金过程中除钙设备和工艺
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
CN104120258B (zh) * 2014-07-25 2016-05-18 广西师范大学 一种无皂化萃取分离轻稀土元素的方法
CN106756130A (zh) * 2016-12-30 2017-05-31 核工业北京化工冶金研究院 一种从高密度矿浆中提取铀的设备及方法
CN106756130B (zh) * 2016-12-30 2019-02-26 核工业北京化工冶金研究院 一种从高密度矿浆中提取铀的设备及方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN102676811B (zh) 2013-11-06

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102912157B (zh) 一种轻稀土萃取分离的方法
CN102071316B (zh) 多组分稀土三组分分离的方法
CN102703703A (zh) 从盐湖氯化镁卤水中除硼的连续离子交换装置及方法
CN105256157B (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
CN104561546A (zh) 二进料口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN101270141B (zh) 一种分离24-去氢胆固醇和胆固醇的方法
CN105087965A (zh) 一种萃取分离La-Nd轻稀土的方法
CN104532022A (zh) 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
CN104726709A (zh) 预分离三出口萃取分离轻稀土矿的工艺方法
CN104593593B (zh) 二进三出满载分馏萃取分离钐铕钆富集物的方法
CN202595229U (zh) 从盐湖氯化镁卤水中除硼的连续离子交换装置
CN104561612A (zh) 二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法
CN103113190B (zh) 丁炔二醇低压加氢催化剂回收利用工艺及系统
CN105112084A (zh) 一种中低温煤焦油萃取提酚类产物的装置及提取方法
CN104388709A (zh) 二进三出分馏萃取分组分离二种混合稀土的方法
CN202543283U (zh) 一种提取富EuCl3溶液的系统
CN103757246A (zh) 一种生产高纯金的方法
CN205205200U (zh) 一种全界面高效萃取分离镍钴的装置
CN1019639B (zh) 带支体工艺的萃取法
CN101117663A (zh) 稀土回流萃取方法和采用该方法的稀土全分离工艺
CN104561611B (zh) 三出口满载分馏萃取分离稀土的工艺方法
CN103773976B (zh) 一种模糊联动萃取分离产出高纯氯化钆工艺
CN104071922B (zh) 一种电厂锅炉补给水生产的废水处理工艺及其装置
CN203123981U (zh) 一种离子交换装置

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

Granted publication date: 20131106

Termination date: 20180329

CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee