CN104561612B - 二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法 - Google Patents

二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法 Download PDF

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Abstract

二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法,是以P507为稀土萃取剂,以氯化稀土为原料,第三出口设于二进三出分馏萃取体系的洗涤段,在洗涤段和反萃段之间设有以N235为萃酸剂、TBP为破乳剂的萃酸段;通过N235的萃酸作用,从而消除氢离子的副作用,既保证稀土分离系数不会降低,又保证稀土的萃取量不低于稀土的皂化量。与现有二进三出分馏萃取工艺相比,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54.6%~58.8%,盐酸的消耗量下降16.1%~23.7%;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9.5%~24.6%,稀土萃取分离工艺的总投资下降。

Description

二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法
技术领域
本发明涉及二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法,特别是涉及以膦酸酯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、获得3种分离产品,分馏萃取体系的稀土萃取量不低于稀土皂化量的二进三出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
由于稀土元素之间的化学性质极其相似,所以稀土元素之间的分离相当困难。然而,稀土元素具有优越的物理化学性能而被誉为现代新材料的宝库。因此,稀土元素的分离一直是分离化学领域内引人注目的焦点之一。现代工业化分离稀土的工艺方法是分馏萃取法,通常以氯化混合稀土为原料、2–乙基己基膦酸单2–乙基己基酯(简称P507)为萃取剂、氢氧化钠为皂化剂、盐酸为洗涤剂和反萃剂,在若干级串联的混合澄清槽中来实现稀土元素的逐一分离。
二进三出分馏萃取法是二进料口–三出口分馏萃取法的简称,这种新的稀土分离工艺方法不但继承了三出口分馏萃取法和二进料口分馏萃取法的优点,而且还有其自身的众多优点。因此,在混合稀土分离中,二进三出分馏萃取法具有明显的优势。但是,现有二进三出分馏萃取工艺中均以盐酸为洗涤剂。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:主要有:1)氢离子浓度增加导致分离系数下降,洗涤段末端尤为明显;2)氢离子洗涤稀土萃取量低于稀土皂化量的现象(即欠载现象),洗涤段末端尤为明显;3)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(即欠洗涤现象),导致分离效率降低,具体表现为级效率降低;4)洗涤酸必须过量,这不但要消耗更多的洗酸,而且会加大稀土分离系数下降的幅度;5)当氢离子迁移到第1级时,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。总而言之,氢离子在洗涤过程产生的副作用,使得二进三出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三出稀土分馏萃取中氢离子洗涤时产生的副作用,提出一种二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法,以消除氢离子洗涤的副作用,降低稀土分离的酸 碱消耗、提高二进三出分馏萃取级效率、降低稀土分离的成本。
本发明二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法,以氯化混合稀土为原料,第三出口设于二进三出分馏萃取体系的洗涤段水相,在洗涤段和反萃段之间设有以叔胺N235为萃酸剂、磷酸三丁酯(TBP)为破乳剂的萃酸段;利用N235的萃酸作用以实现二进三出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
两种稀土料液均为混合稀土的氯化物水溶液,稀土料液的浓度为1.0M~1.5M,pH值范围1~4。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0.72M~0.99M,pH值为1~4。
4)二进三出分馏萃取体系
二进三出分馏萃取体系由萃取段、萃洗段和洗涤段构成,第三出口将洗涤段分为前洗涤段和后洗涤段。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水溶液,65%~90%的难萃稀土组分水溶液转入稀土皂化段,其余10%~35%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4.0M~5.5M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和磷酸三丁酯的煤油或磺化煤油溶液,N235的体积百分比浓度为 20%~35%,磷酸三丁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,74%~92%的易萃稀土组分水溶液用作稀土二进三出分馏萃取的洗涤液,其余8%~26%则为易萃稀土组分的产品。
7)稀土产品
获得三种稀土产品: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;从前洗涤段与后洗涤段的交界级萃取槽萃余水相中获得中间稀土组分的富集物产品;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:与现有二进三出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54.6%~58.8%,盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量可下降16.1%~23.7%;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9.5%~24.6%,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;稀土二进三出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,又保证了二进三出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为含辅助部分(皂化段、反萃段和萃酸段)的二进料口–洗涤段三出口满载分馏萃取体系结构示意图。
图1中,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为中间稀土组分,代表一种稀土元素或若干稀土元素的集合;C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三出满载分馏萃取分离稀土的方法作进一步描述。
实施例1:
二进三出满载分馏萃取~Nd/Sm~Dy/Ho~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1.5M,pH值为4,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.95,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.01,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.04。
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1.0M,pH值为4,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.55,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.10,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.35。
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
洗涤液为重稀土元素(Ho~Lu及Y)的溶液,其稀土浓度为0.8108M,pH值为3。
4)分馏萃取体系
二进三出分馏萃取体系由48级萃取槽构成,其中萃取段7级,萃洗段3级,前洗涤段17级,后洗涤段21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7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10级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第48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,75.33%的轻稀土液转入稀土皂化段,其余24.67%轻稀土液为产品;第48级萃取槽平衡有机相为负载重稀土元素(Ho~Lu及Y)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=4.580794,归一化洗涤量W=4.209923。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=4.580794︰1︰1︰4.209923(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.753338,萃洗段萃取比为0.901614,前洗涤段萃取比为1.122562,后洗涤段萃取比为1.088094。
5)反萃段
以负载重稀土元素(Ho~Lu及Y)的有机相为待反萃原料,以4.5M盐酸为反萃剂,流比O/A=19.31︰1,12级逆流反萃将负载于有机相的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2.068M盐酸的重稀土溶液,重稀土浓度为0.8100M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三丁酯的煤油溶液,N235的体积百分比浓度为25%,磷酸三丁酯的体积百分比浓度为15%。流比O/A=6︰1,4级逆流萃取除去含有2.068M盐酸的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0.8100M重稀土溶液,其pH值为3;91.90%重稀土溶液用作稀土二进三出分馏萃取的洗涤液,其余8.10%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%;从分馏萃取体系第28级萃取槽萃余水相中获得中稀土Sm~Dy富集物产品,其中稀土Sm~Dy相对纯度为84.80%,收率为99.65%;从萃酸段的萃余水相中获得重稀土(Ho~Lu及Y)的产品,其相对纯度为99.9%,收率为95.00%。
8)分离效果对比
与现有二进三出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54.64%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降16.08%;萃取槽级数减少13级,下降21.31%。
实施例2:
二进三出满载分馏萃取~Nd/Sm~Dy/Ho~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1.0M,pH值为3,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.98,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.01,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.01。
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1.5M,pH值为2,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.50,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.10,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.40。
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
洗涤液为重稀土元素(Ho~Lu及Y)的溶液,其稀土浓度为0.7207M,pH值为4。
4)分馏萃取体系
二进三出分馏萃取体系由46级萃取槽构成,其中萃取段6级,萃洗段4级,前洗涤段15级,后洗涤段21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6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10级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第46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,64.91%的轻稀土液转入稀土皂化段,其余35.09%轻稀土液为产品;第35级萃取槽平衡有机相为负载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=4.550460归一化洗涤量W=4.151060。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=4.550460︰2︰1︰4.151060(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.649116,萃洗段萃取比为0.908232,前洗涤段萃取比为1.134711,后洗涤段萃取比为1.096216。
5)反萃段
以负载重稀土元素(Ho~Lu及Y)的有机相为待反萃原料,以4.0M盐酸为反萃剂,流比O/A=17.16︰1,12级逆流反萃将负载于有机相的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1.838M盐酸的重稀土溶液,重稀土浓度为0.7200M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三丁酯的煤油溶液,N235的体积百分比浓度为20%,磷酸三丁酯的体积百分比浓度为10%。流比O/A=7︰1,3级逆流萃取除去含有1.838M盐酸的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0.7200M重稀土溶液,其pH值为4;91.22%重稀土溶液用作稀土二进三出分馏萃取的洗涤液,其余8.78%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%;从分馏萃取体系第26级萃取槽萃余水相中获得中稀土Sm~Dy富集物产品,其中稀土Sm~Dy相对纯度为84.91%,收率为99.65%;从萃酸段的萃余水相中获得重稀土(Ho~Lu及Y)的产品,其相对纯度为99.9%,收率为95.00%。
8)分离效果对比
与现有二进三出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54.82%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降16.42%;萃取槽级数减少15级,下降24.59%。
实施例3:
二进三出满载分馏萃取~Nd/Sm~Dy/Ho~分组分离中钇富铕矿和高钇矿
1)稀土料液
第一种稀土料液为中钇富铕的氯化物水溶液,其稀土浓度为1.0M,pH值为3,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.55,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.10,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.35。
第二种稀土料液为高钇矿的氯化稀土水溶液,其稀土浓度为1.2M,pH值为1,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.05,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.15,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.80。
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%;以轻稀土皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为40%。
3)洗涤液
洗涤液为重稀土元素(Ho~Lu及Y)的溶液,其稀土浓度为0.9009M,pH值为2。
4)分馏萃取体系
二进三出分馏萃取体系由56级萃取槽构成,其中萃取段8级,萃洗段3级,前洗涤段19级,后洗涤段26级。轻稀土皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液从第8级萃取槽进入分馏萃取体系;第二种稀土料液从第11级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第56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,90.37%的轻稀土液转入稀土皂化段,其余9.63%轻稀土液为产品;第56级萃取槽平衡有机相为负载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=5.632961,归一化洗涤量W=4.539367。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=5.632961︰1︰1︰4.539367(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.903745,萃洗段萃取比为1.076450,前洗涤段萃取比为1.330755,后洗涤段萃取比为1.240913。
5)反萃段
以负载重稀土元素的有机相为待反萃原料,以5.0M盐酸为反萃剂,流比O/A=22.52︰1,12级逆流反萃将负载于有机相的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2.297M盐酸的重稀土溶液,重稀土浓度为0.9000M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三丁酯的磺化煤油溶液,N235的体积百分比浓度为30%,磷酸三丁酯的体积百分比浓度为20%。流比O/A=6︰1,5级逆流萃取除去含有1.500M盐酸的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0.8333M重稀土溶液,其pH值为2;80.59%重稀土溶液用作稀土二进三出分馏萃取的洗涤液,其余19.41%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产品,其相对纯度为99.99%,收率为99.99%;从分馏萃取体系第31级萃取槽萃余水相中获得中稀土Sm~Dy富集物产品,其中稀土Sm~Dy相对纯度为81.22%,收率为99.56%;从萃酸段的萃余水相中获得中重稀土的产品,其相对纯度为99.9%,收率为95.00%。
8)分离效果对比
与现有二进三出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57.33%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降21.06%;萃取槽级数减少11级,下降16.42%。
实施例4:
二进三出满载分馏萃取~Nd/Sm~Dy/Ho~分组分离中钇富铕矿和高钇矿
1)稀土料液
第一种稀土料液为中钇富铕的氯化物水溶液,其稀土浓度为1.2M,pH值为2,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.55,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.10,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.35。
第二种稀土料液为高钇矿的氯化稀土水溶液,其稀土浓度为1.0M,pH值为1,轻稀土La~Nd的摩尔分数为0.05,中稀土Sm~Dy的摩尔分数为0.15,重稀土Ho~Lu及Y的摩尔分数为0.80。
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%;以轻稀土皂化有机相形式加入分馏萃取体系,皂化度为30%。
3)洗涤液
洗涤液为重稀土元素(Ho~Lu及Y)的溶液,其稀土浓度为0.9910M,pH值为1。
4)分馏萃取体系
二进三出分馏萃取体系由67级萃取槽构成,其中萃取段8级,萃洗段3级,前洗涤段25级,后洗涤段31级。轻稀土皂化有机相从第1级萃取槽进入分馏萃取体系;第一种稀土料液从第8级萃取槽进入分馏萃取体系;第二种稀土料液从第11级萃取槽进入分馏萃取体系;洗涤液从第67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,82.66%的轻稀土液转入稀土皂化段,其余17.34%轻稀土液为产品;第67级萃取槽平衡有机相为负载重稀土元素有机相,全部转入反萃段。
其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量S=5.480654,归一化洗涤量W=4.054227。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=5.480654︰2︰1︰4.054227(稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.826576,萃洗段萃取比为1.183586,前洗涤段萃取比为1.509593,后洗涤段萃取比为1.351837。
5)反萃段
以负载重稀土元素的有机相为待反萃原料,以5.5M盐酸为反萃剂,流比O/A=22.02︰1,6级逆流反萃将负载于有机相的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2.527M盐酸的重稀土溶液,重稀土浓度为0.9900M,全部转入萃酸段。
6)萃酸段
萃酸有机相为N235和磷酸三丁酯的煤油溶液,N235的体积百分比浓度为35%,磷酸三丁酯的体积百分比浓度为25%。流比O/A=6︰1,6级逆流萃取除去含有2.527M盐酸的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0.9900M重稀土溶液,其pH值为1;73.97%重稀土溶液用作稀土二进三出分馏萃取的洗涤液,其余26.03%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产品,其相对纯度为99.99%,收率为99.99%;从分馏萃取体系第37级萃取槽萃余水相中获得中稀土Sm~Dy富集物产品,其中稀土Sm~Dy相对纯度为82.27%,收率为99.60%;从萃酸段的萃余水相中获得中重稀土的产品,其相对纯度为99.9%,收率为95.00%。
8)分离效果对比
与现有二进三出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58.76%;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降23.70%;萃取槽级数减少7级,下降9.46%。

Claims (1)

1.二进三出满载分馏萃取分离稀土的方法,其特征在于:以氯化混合稀土为原料,第三出口设于二进三出分馏萃取体系的洗涤段水相,在洗涤段和反萃段之间设有以叔胺N235为萃酸剂、磷酸三丁酯TBP为破乳剂的萃酸段;利用N235的萃酸作用以实现二进三出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
两种稀土料液均为混合稀土的氯化物水溶液,稀土料液的浓度为1.0M~1.5M,pH值范围1~4;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0.72M~0.99M,pH值为1~4;
4)二进三出分馏萃取体系
二进三出分馏萃取体系由萃取段、萃洗段和洗涤段构成,第三出口将洗涤段分为前洗涤段和后洗涤段;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洗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水溶液,65%~90%的难萃稀土组分水溶液转入稀土皂化段,其余10%~35%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4.0M~5.5M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和磷酸三丁酯的煤油或磺化煤油溶液,N235的体积百分比浓度为20%~35%,磷酸三丁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,74%~92%的易萃稀土组分水溶液用作稀土二进三出分馏萃取的洗涤液,其余8%~26%则为易萃稀土组分的产品;
7)稀土产品
获得三种稀土产品: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;从前洗涤段与后洗涤段的交界级萃取槽萃余水相中获得中间稀土组分的富集物产品;从萃酸段的萃余水相中获得易萃稀土组分的产品。
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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
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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CN103421965A (zh) * 2013-07-25 2013-12-04 南昌航空大学 二进料口分馏萃取分离稀土的工艺方法

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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102676853A (zh) * 2012-05-28 2012-09-19 五矿(北京)稀土研究院有限公司 物料联动循环利用的稀土分离方法
CN103421965A (zh) * 2013-07-25 2013-12-04 南昌航空大学 二进料口分馏萃取分离稀土的工艺方法

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* Cited by examiner, † Cited by third party
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