CN105624403A

CN105624403A - 一种废酸的综合利用方法

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Publication number: CN105624403A
Application number: CN201510815870.9A
Authority: CN
Inventors: 刘明彪; 晏婷婷; 袁军; 谢楠; 黄绍权; 肖祖高; 叶国凤; 钟红玲; 刘显龙
Original assignee: GANZHOU LISAIKE NEW TECHNOLOGY CO LTD
Current assignee: GANZHOU LISAIKE NEW TECHNOLOGY CO LTD
Priority date: 2014-11-24
Filing date: 2015-11-23
Publication date: 2016-06-01
Anticipated expiration: 2035-11-23
Also published as: CN105624403B

Abstract

一种废酸的综合利用方法，属于资源循环利用及湿法冶金技术领域。本发明采用萃取分离废酸中的草酸，再采用金属盐溶液沉淀反萃有机相中的草酸，充分回收利用废酸中的草酸、回收酸、金属草酸盐、水等所有有用成分，最大限度地实现了废酸的资源化利用。本发明还提供一种适于萃取或反萃有不溶物的萃取槽。

Description

一种废酸的综合利用方法

技术领域

本发明涉及一种含草酸废酸的综合利用方法，属于资源循环利用及湿法冶金技术领域。

背景技术

用草酸沉淀金属盐溶液中的金属离子时会副产大量的金属盐中阴离子相应的酸(下称废酸)。为了提高金属元素的收率，沉淀时往往加入过量的草酸。因此，该废酸除包含与金属盐中阴离子相应的酸外，还含有部分草酸及溶解于其中的微量金属草酸盐、悬浮在废酸中难以过滤的细小金属草酸盐颗粒等。如将该废酸直接回收用于溶料等用途，由于废酸中含有过多草酸，容易形成被溶金属元素的草酸盐不溶物，降低有价金属元素的浸出率，致使该废酸无法直接回收利用。

名称为“一种处理稀土分离厂废水同时回收稀土的方法”，公布号为CN101979336A的中国专利申请公开了“碳酸钙处理草酸沉淀废水，使草酸沉淀废水中溶解的稀土沉淀，与草酸钙一起回收；经灼烧得到氧化钙和氧化稀土混合物。再利用混合氧化物中的氧化钙处理稀土分离过程中产生的氨氮废水，使氧化钙被溶解生成氯化钙同时氨氮废水中的氨氮生成氨水、稀土生成氢氧化稀土，经过滤分离得到含稀土的滤渣；滤液返回萃取线作有机萃取剂皂化用，滤渣用酸溶解后得到稀土料液返回使用”技术方案，取得了“不仅处理了酸性废水，节约了资源，减少了环境污染，而且回收了稀土，在废弃物综合利用的同时实现了较好的经济效益”技术效果。但该方法产生大量含CaCl₂等盐分的废水，未能充分利用废酸中的各种有用成分。

名称为“稀土草酸沉淀废液综合回收利用的方法”，公布号为CN101935762A的中国专利申请公开了“经真空蒸发、冷凝、过滤、冷却结晶的方法，实现盐酸、草酸稀土、草酸的分离和回收”技术方案，取得了“不仅减少了酸性废水的产生，减少了环境污染，同时回收了盐酸、草酸、稀土，在废弃物综合利用的同时实现较好的经济效益和社会效益”技术效果。

该方法虽然可以回收草酸、盐酸和金属元素，但是能耗大、设备腐蚀大导致成本高，结晶物料很容易堵塞管道工艺不流畅导致工业生产中困难重重。

名称为“从草酸废水中综合回收酸及有价稀土的方法”、公开号为CN101503350A的中国专利申请，公开了采用两种不同萃取体系分别回收草酸和有价金属的方法：“是用中性磷型萃取剂(甲基膦酸二甲庚酯+磺化煤油体系)萃取草酸，再用去离子水从洗涤过的有机相中反萃取出草酸，将得到的稀草酸溶液浓缩结晶得到草酸晶体；提取草酸后的酸性溶液用氯化物或氯化氢调节溶液中氯离子浓度不低于3.0mol/L；再用高分子胺类萃取剂(三烷基胺+磺化煤油萃取体系)从调整氯离子浓度后的酸性溶液中萃取出有价金属离子，用稀盐酸或稀硫酸溶液从洗涤过后有机相中反萃取出有价金属。”该方法在回收有价金属的过程中要消耗较多量的氯化物或氯化氢调整溶液中氯离子浓度，并用稀盐酸或稀硫酸洗涤萃取了有价金属的有机相，消耗大量化工原料造成成本消耗高；把稀草酸溶液浓缩结晶成草酸晶体，能耗高；且采用两步萃取法，工艺较复杂。在萃取回收金属离子前需在酸性溶液中添加氯化钠或氯化氢等氯化物调节溶液中氯离子浓度不低于3.0mol/L，使得回收的无机酸中含有大量Na⁺等阳离子杂质或大量增加了待回收稀盐酸的量，影响回收的无机酸的使用价值及处理量。

综上所述，以上回收处理废酸的方法仅回收了废酸中的部分物料，存在严重的资源浪费问题。

将废酸中的草酸与盐酸(和/或硫酸、硝酸、醋酸等)分离并全部返回生产系统回收使用，实现废酸的零排放，同时全部回收废酸中的金属离子，避免有价金属浪费；实现在工业生产规模上操作简单、安全可靠、低成本地解决草酸沉淀金属所得废酸带来的资源浪费问题、实现资源利益最大化一直是业内人士急待解决的课题。

发明内容

本发明的目的在于提供一种连续处理含草酸废酸的综合利用方法，全部回收废酸中的各种资源，实现资源利益最大化。

本发明采用以下技术方案：

一种废酸的综合利用方法，所述废酸包括草酸与其它酸的混合物，包括以下步骤：

步骤一：在萃取槽生产线或分液漏斗等萃取体系中，用空白有机相萃取废酸中的草酸，得到含有草酸的负载有机相和回收酸Ⅰ。

步骤二：将步骤一所得负载有机相送入反萃装置中与金属盐溶液进行沉淀反萃，分别得到回收酸Ⅱ与金属元素草酸盐的混合物、空白有机相，空白有机相返回步骤一循环使用。

其中所述其它酸为盐酸、硝酸、硫酸、甲酸、乙酸、丙酸中至少一种。步骤一所述空白有机相为萃取剂与稀释剂的混合物，所述萃取剂为中性含磷萃取剂和/或胺类萃取剂。所述中性含磷萃取剂优选TBP、P350、TOPO中的至少一种，所述胺类萃取剂优选N235，所述稀释剂优选磺化煤油和/或辛醇。所述磺化煤油包括煤油。所述萃取体系为萃取线或分液漏斗组等萃取装置。

本发明一种废酸的综合利用方法优选技术方案之一是，所述空白有机相中萃取剂浓度为萃取剂/(萃取剂+稀释剂)＝10-60％。优选萃取剂/(萃取剂+稀释剂)＝30-50％。当萃取剂全为液体时所述萃取剂/(萃取剂+稀释剂)为体积分数；当萃取剂中有TOPO等固体时，所述萃取剂/(萃取剂+稀释剂)为质量分数。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，所述空白有机相与废酸的流量比为V_{空白有机相}/V_废酸＝0.05-5.3。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，所述萃取级数至少为3级，以5-15级为佳。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，还包括在步骤二之后将所述回收酸Ⅰ及回收酸Ⅱ用磺化煤油捕捞其中的有机相。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，所述回收酸Ⅰ中草酸含量＜0.2g/L。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，所述废酸的氢离子浓度≥2mol/L，所述废酸中的草酸含量为5-30g/L。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，沉淀反萃包括连续反萃或间歇反萃，所述连续反萃的反萃设备包括反萃槽，所述间歇反萃的反萃设备包括反萃锅。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，所述连续反萃的反萃级数至少有3级，所述负载有机相与金属盐溶液的流量比或体积比为V_{负载有机相}/V_{金属盐溶液}＝0.1～6。优选V_{负载有机相}/V_反液＝。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，所述间隙反萃为下述方法中一种：

方法A，用适量反液对适量负载有机相进行一次反萃；

方法B，多次用少量反液反萃同1批负载有机相；

方法C，用同1批反液多次反萃少量负载有机相；

方法D，用等化学当量的反液与负载有机相多次混合进行反萃。

本发明一种废酸的综合利用方法再一优选技术方案是，

步骤一所述空白有机相和废酸以44.0L/min和19.5L/min进入萃取槽萃取草酸，得到的回收酸Ⅰ经煤油捕捞后返回酸溶系统回收使用；

步骤二所述负载有机相先进入反萃锅2与来自反萃锅1的水相进行间歇式沉淀反萃，之后再进入反萃锅1与新进入反萃锅1内的稀土氯化物溶液进行第二次间歇式沉淀反萃，反应完毕的空白有机相返回萃取槽循环使用；在反萃锅1内反萃完毕的水相进入反萃锅2；离开反萃锅2的水相及不溶物分离后得到的液体经煤油捕捞后成为回收酸Ⅱ回收利用，不溶物用于制备稀土氧化物。

本发明还提供一种反萃槽(萃取槽)，采用如下技术方案：

一种反萃槽，包括澄清室1、搅拌桨2和混合室3，所述澄清室1与混合室3有共用的立板5，所述搅拌桨2位于混合室3中，其中所述澄清室1有底18，还有进口13、过滤器15和出口17，所述出口17密封固定于澄清室1的底18或侧壁，所述进口13密封固定于出口17之上，自出口17至进口13之间通过管道连接有过滤器15。

本发明一种反萃槽优选技术方案之一是，还包括挡板14，所述挡板14位于固定于澄清室1侧壁下部，挡板14挡在进口13上，挡板14有供物料流通的开口19。

本发明一种反萃槽再一优选技术方案是，所述底18为斜底，所述出口17位于底18的最低点。

本发明一种反萃槽再一优选技术方案是，所述底18为锥底。

本发明一种反萃槽再一优选技术方案是，还包括阀门12，所述阀门12位于进口13与过滤器15之间，通过管道分别与进口13及过滤器15连接。

本发明一种反萃槽再一优选技术方案是，还包括阀门11，所述阀门11位于过滤器15之后通过管道与过滤器15连接。

本发明一种反萃槽再一优选技术方案是，还包括泵16，所述泵16位于过滤器15与出口17之间，通过管道分别与过滤器15、出口17连接。

本发明一种反萃槽再一优选技术方案是，还包括阀门21和出口22，所述出口22位于澄清室1中部，通过管道依次分别与阀门21、泵16连接。

本发明一种反萃槽再一优选技术方案是，还包括出口23和阀门24，所述出口23位于混合室3中部，通过管道依次与阀门21、泵16连接。

本发明的有益效果是：

1、回收利用了废酸中的草酸、回收酸、金属草酸盐、水等所有有用成分，回收酸浓度高草酸含量低。最大限度地实现了废酸的资源化利用，实现了零排放，是一种绿色环保技术方案。

2、与目前工业上采用的中和法及蒸馏法现有技术相比，本发明消除了中和法带来的化工原料消耗及产生的废液、废渣及COD等污染物；而相对于蒸馏法，又大幅降低了能源消耗，杜绝了设备腐蚀现象。

3、本发明工艺与设备配套，工艺过程平稳，操作方便，生产设备简单，处理能力大，适于工业化连续生产。

4、回收酸等各回收物的质量及其制备的产品符合相应生产的需要，回收物均可返回产生使用，节约了水、能源及化工原料。

5、萃取剂损失少，原材料容易取得，回收成本低，降低了废酸处理成本。

6、萃取及反萃过程无第三相。即虽然在反萃过程中产生的细颗粒草酸盐不溶物与有机相、水相共同存在，但不出现难以分相的第三相现象，三者顺利分相。

7、无需过滤或等待废酸澄清可直接处理；充分利用草酸沉淀后较高的废酸温度，防止草酸析出堵塞管道并有利于分相及降低空白有机相中残余草酸含量；减少储存等设备和场地。

8、本发明反萃槽在不改变反萃槽工况的前提下可将不溶物清除干净，避免了不溶物瘀塞澄清室而破坏反萃槽工况的缺陷；

9、本发明反萃槽制作及使用方便，可以用现有旧萃取槽改装。

10、本发明反萃槽可以抽取混合室、澄清室中的第三相。

以稀土生产副产废酸为例，在混合稀土氧化物开采、稀土分离工序中每开采或分离1吨稀土元素(以REO计，下同)各需要消耗草酸(以二水草酸计，下同)约1.3吨；产生废酸各约10吨。以废酸中含草酸25g/L、盐酸2.0mol/L、REO0.2g/L计，全国每年生产REO按15万吨计，每生产1吨稀土氧化物本发明可回收约0.35吨的草酸，我国稀土行业每年可节约草酸2.6万吨、回收24.7万吨盐酸(按市售31％盐酸计)和稀土元素210吨，节省中和所用Ca(OH)₂27.7万吨；同时还减少了相应产生的中和渣等废渣，对环境的影响降致最低，对环境的保护起到重要的作用；可以产生数亿元的直接经济效益。

本发明全部回收利用了废酸中的物质和热量，废水的排放量为零，改变了稀土生产现状。所以本发明在我国稀土开采及分离方面每年可节省约300万吨的水资源。

附图说明

图1是本发明工艺流程简图。

图2是实施例8示意图。

图3是实施例4示意图。

图4是实施例1、2示意图。

图5是实施例6、7示意图。

图6是实施例5示意图。

图7是实施例10示意图。

具体实施方式

实施例一

参见图1、图4。

废盐酸：其中C_草酸＝1.14g/L，C_H ⁺＝1.1mol/L，C_REO＝0.2g/L。

空白有机相：TBP/(磺化煤油+TBP)＝10％(体积比)。

氯化镨和氯化钕混合溶液(反液)：稀土浓度C_RE ³⁺＝0.5mol/L。

萃取线共15级，依次为回收酸Ⅰ捕捞槽3级、萃取槽5级、沉淀反萃槽4级和回收酸Ⅱ捕捞槽3级。

所述沉淀反萃槽如图4所示，用旧萃取槽改装，包括澄清室1、搅拌桨2和混合室3，所述搅拌桨2位于混合室3中。其中所述澄清室1具有平底18，还有进口13、过滤器15、泵16和出口17，所述出口17密封固定于澄清室1侧壁的底部，所述进口13密封固定于出口17之上，自出口17至进口13之间通过管道连接有泵16、过滤器15、阀门12。在过滤器15与阀门12之间还有阀门11。

所述结构捕捞槽与萃取槽相同，内部装有煤油、磺化煤油等从水相中回收有机相的溶剂。

萃取分离时，空白有机相以16.6L/min自萃取线第4级进入，废酸(约40℃)在滤除稀土草酸盐后以82.5L/min直接进入萃取线第8级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经煤油捕捞(3级捕捞槽中进行)后成为回收酸Ⅰ，浓缩后返回酸溶系统使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回酸溶系统而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽中(萃取线第9-12级)与第12级进入的流量为1L/min的反液进行逆流连续沉淀反萃。反液与负载有机相在各反萃槽的混合室3中经搅拌桨2搅拌混合后产生的不溶物与有机相、水相一同进入澄清室1分相。水相密度较大，位于下层，有机相密度小，浮于上层而分相；第13级分相后的有机相为空白有机相。不溶物的密度较水相更大，逐渐沉降至澄清室1底部。在泵16抽取水流的带动下，不溶物连同水相经出口17一起被送至过滤器15分离。分离后不溶物留在过滤器15中，水相通过阀门11、12的控制返回澄清室1和/或送至前一级反萃槽。萃取线第9级引出的滤液经3级煤油捕捞后成为回收酸Ⅱ。回收酸Ⅱ返回酸溶系统使用。回收酸Ⅱ中所含少量稀土元素随回收酸Ⅱ返回酸溶系统而被回收。

本实施例所述沉淀反萃槽在工作时，将不溶物自澄清室1移出，避免了不溶物瘀塞澄清室而破坏反萃槽工况的缺陷。不溶物不会存积在混合室3及澄清室1内。萃取及反萃生产得以正常进行。

回收酸检验数据见表1：

表1

捕捞槽年约回收萃取剂总量的5％，萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

采用多级萃取可以提高有机相对草酸的萃取率；采用多级反萃可以降低空白有机相中的残余草酸含量。

因回收酸Ⅱ返回利用，回收酸Ⅱ中溶解的稀土元素随回收酸Ⅱ返回利用。在回收酸Ⅱ中适当保留少量稀土元素可以减少反萃级数，降低固定资产投资及生产成本。

废酸的温度较高时可以防止草酸析出堵塞管道，并可以提高萃取及反萃时的温度，有利于分相及降低空白有机相中残余草酸含量(在气温较低的季节尤为明显)，直接利用分离草酸盐后的废酸还可以减少储存设备澄清设备和场地。

所得不溶物经灼烧后得镨钕氧化物产品，各杂质含量(以wt％计，下同)见表2：

表2

杂质	Cl^-	Al₂O₃	SiO₂	Fe₂O₃	CaO	SO₄ ^2-
							含量	0.032	0.03	0.010	0.08	0.042	0.015

处理1m³废盐酸回收草酸约1.1kg，回收盐酸(折31％)约127kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³，减少COD(该废酸COD按0.2kg/m³计)0.2kg。回收酸Ⅰ、回收酸Ⅱ中稀土元素随回收酸Ⅰ、回收酸Ⅱ返回生产系统。

综上所述，本发明回收利用了废酸中所有物料，杜绝了废弃物。回收草酸制备的镨钕氧化物符合行业标准GBT5240-2006的要求。

实施例二

参见图1、图4。

废盐酸：C_草酸＝29.8g/L，C_H ⁺＝2.9mol/L，C_REO＝0.19g/L；空白有机相为TBP：P350：磺化煤油＝2：1：7(体积比)；氯化钕溶液(反液)：C_RE ³⁺＝2.0mol/L。

萃取线由捕捞槽、萃取槽和沉淀反萃槽等组成；其中萃取槽8级，沉淀反萃槽7级，捕捞槽3级。所述捕捞槽同萃取槽。

沉淀反萃槽，包括澄清室1、搅拌桨2和混合室3，所述澄清室1与混合室3有共用的立板5，所述搅拌桨2位于混合室3中。其中所述澄清室1具有平底18，还有进口13、挡板14、过滤器15、泵16和出口17，所述出口17密封固定于澄清室1侧壁的底部，所述进口13密封固定于出口17之上，自出口17至进口13之间通过管道依次连接有泵16、过滤器15。所述立板5顶端开有供混合室3中物料进入澄清室1的溢流口。所述挡板14呈矩形，水平地挡在进口13上方，挡板14的一条边与澄清室1壁之间开有供水相及还溶物通过的开口19，另三条边密封固定于澄清室1壁的下部。

萃取分离时，空白有机相以73.9L/min自萃取线第4级进入，废酸(约35℃)在滤除稀土草酸盐后以53.4L/min直接进入萃取线第11级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经3级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ，返回酸溶系统使用(必要时浓缩)。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回酸溶系统而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第12-18级)中与第16级进入的流量为4.2L/min的氯化钕溶液进行逆流连续沉淀反萃。反液与负载有机相在各反萃槽的混合室3中经搅拌桨2搅拌混合后产生的不溶物与有机相、水相一同进入澄清室1分相。不溶物沿开口19落到挡板14下方，被泵16连同水相一起被送至过滤器15分离。分离后不溶物留在过滤器15中，水相返回澄清室1。挡板14阻挡了返回澄清室1的水相对挡板上方液体的扰动。挡板14上方的有机相及水相不受返回澄清室1水相的影响。第11级引出的水相成为回收酸Ⅱ，返回酸溶系统回收使用。回收酸检验数据见表3。不溶物灼烧成氧化钕，杂质含量详见表4。

处理1m³废盐酸回收草酸约29.7kg，回收盐酸(折31％)约338kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

综上所述，本发明回收利用了废酸中所有物料，杜绝了废弃物。

表3

表4

杂质

Cl^-

Al₂O₃

SiO₂

Fe₂O₃

CaO

SO₄ ^2-

含量

0.010

0.09

0.041

0.05

＜0.01

与现有中和工艺对比

1)与现有中和工艺对比经济效益见下表：

一个月草酸沉淀生产草酸钕以REO计435.7吨其中氯化钕溶液反萃负载草酸有机相获得草酸钕以REO计61.1吨。

2)与现有中和工艺对比每个月对环境造成的负荷影响见下表：

	现有萃取工艺	中和工艺
			废水排放量，t	0	3242.14
COD，t	0	0.65

实施例三

参见图1。

废盐酸：C_草酸＝59.3g/L，C_H ⁺＝3.2mol/L，C_REO＝0.23g/L；空白有机相体系：TBP/(磺化煤油+TBP)＝20％(体积比)；氯化钕溶液(反液)：C_RE ³⁺＝1.2mol/L。

萃取线依次由捕捞槽4级、萃取槽10级、中转桶、反萃锅、捕捞锅和低位桶组成。

萃取分离时，空白有机相以132.3L/min自萃取线第5级(第1级萃取槽)进入，废酸以25.3L/min从末级萃取槽进入萃取线，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经4级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表5)，返回酸溶系统使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回酸溶系统而被回收。负载草酸的有机相入中转桶暂存。

反萃锅中先泵入约4m³的反液氯化钕溶液(1.2mol/L)，再自中转桶泵入约3m³的负载有机相搅拌下进行反萃，静置分相，然后把空白有机相放至低位桶返回萃取槽使用。之后又往反萃锅里加入同体积的负载有机相继续反萃。当水溶液中的稀土含量＜0.5g/L时将反萃液和沉淀物放出，过滤。分离后的液体经捕捞锅中的磺化煤油回收有机相后成为回收酸Ⅱ；滤饼为稀土草酸盐。若有机相还能沉淀氯化钕溶液，则重新加入氯化钕溶液进入沉淀反萃，直至有机相成为空白有机相。稀土草酸盐经灼烧后得氧化钕产品，检测数据见表6。

捕捞槽年回收萃取剂约4.5％，萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

采用用同1批反液多次反萃少量负载有机相可以及时调整反萃量，有利于降低空白有机相中残余草酸含量和回收酸Ⅱ中残余稀土元素。

处理1m³废盐酸回收草酸约59.2kg，回收盐酸(折31％)约371kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

表5

表6

杂质

Cl^-

Al₂O₃

SiO₂

Fe₂O₃

CaO

SO₄ ^2-

含量

0.021

0.11

0.0041

＜0.0005

＜0.01

实施例四：

参见图1、图3。

废盐酸：C_草酸＝5.2g/L，C_H ⁺＝2.1mol/L，C_REO＝0.16g/L；空白有机相：TBP/(TBP+磺化煤油)＝60％(体积比)；氯化镨和氯化钕混合溶液(反液)：C_RE ³⁺＝0.22mol/L。

萃取线共18级依次为捕捞槽3级、萃取槽10级和沉淀反萃槽5级。

所述沉淀反萃槽包括澄清室1、搅拌桨2和混合室3，所述澄清室1与混合室3有共用的立板5，所述搅拌桨2位于混合室3中。其中所述澄清室1具有向下的四楞锥底18，还有阀门11、阀门12、进口13、挡板14、过滤器15、泵16和出口17，所述出口17密封固定于四楞锥底18的最低点，所述进口13密封固定于挡板14最高点之下，自出口17至进口13之间通过管道依次连接有泵16、过滤器15和阀门12。所述挡板14呈向下的四楞锥状，自进口13上方挡罩进口13；四条边均密封固定于澄清室1壁的下部，挡板14的四楞锥底有供水相及不溶物通过的开口19。所述阀门11位于过滤器15之后通过管道与过滤器15连接。

萃取分离时，空白有机相以7.14L/min自萃取线第4级进入，废酸以42.8L/min进入萃取线第13级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经3级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表7)返回使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回使用而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第14-18级)中与末级进入的流量为5.35L/min的氯化镨和氯化钕混合溶液进行逆流连续沉淀反萃。反液与负载有机相在各沉淀反萃槽的混合室3中经搅拌桨2搅拌混合后产生的不溶物与有机相、水相一同进入澄清室1分相。不溶物及挡板14之上的水相沿开口19进入挡板14下方，被泵16被送至过滤器15分离。分离后不溶物留在过滤器15中；一部分水相经阀门12控制返回澄清室1挡板14的下方，一部分水相经阀门11控制去下一级反萃槽或另行处理。处于整个澄清室1挡板14上方的不溶物因挡板14的锥形布置基本上不会沉积在挡板14上。挡板14还阻挡了返回澄清室1的水相对挡板上方液体的扰动。沉淀反萃槽澄清室1挡板14上方的水相不受返回澄清室1的水相的影响。第14级引出的水相成为回收酸Ⅱ，返回酸溶系统回收使用。回收酸检验数据见表7。不溶物灼烧成氧化镨钕，杂质含量详见表8。

处理1m³废盐酸回收草酸约5.2kg，回收盐酸(折31％)约244kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

表7

增加反萃槽数量可以降低回收酸Ⅱ中残余稀土元素。

表8

杂质

Cl^-

Al₂O₃

SiO₂

Fe₂O₃

CaO

SO₄ ^2-

含量

0.011

0.030

0.022

0.003

＜0.01

实施例五

参见图1、图6。

废盐酸：C_草酸＝12.8g/L，C_H ⁺＝2.7mol/L，C_REO＝0.21g/L；空白有机相为N235：异辛醇：磺化煤油)＝2：1：7；氯化镨和氯化钕混合溶液(反液)：C_RE ³⁺＝1.5mol/L。

萃取线依次包括捕捞槽4级、萃取槽12级及中转桶、反萃锅1和2、捕捞锅、低位桶。

萃取分离时，空白有机相以29.3L/min自萃取线第5级(第1级萃取槽)进入，废酸以19.5L/min自末级萃取槽进入萃取线，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经4级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表9)，返回酸溶系统使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回酸溶系统而被回收。负载(草酸)有机相进中转桶暂存。

中转桶暂存的负载有机相计量之后泵至反萃锅2与来自反萃锅1(已经完成对反萃锅1内有机相进行间歇式沉淀反萃)的水相进行间歇式沉淀反萃。反萃完毕后静置分相，有机相再送入反萃锅1与进入反萃锅1内新泵入的氯化镨和氯化钕混合溶液进行间歇式沉淀反萃。反应完毕的空白有机相进入低位桶暂存，最终返回萃取槽使用。

氯化镨和氯化钕混合溶液先进入反萃锅1对来自反萃锅2的有机相(所含草酸已被部分反萃的负载有机相)进行间歇式沉淀反萃。反萃锅1内的沉淀反萃完成并分相后，水相进入反萃锅2，用于反萃新泵至反萃锅2的负载有机相；完成沉淀反萃后分相，再经捕捞锅内的煤油回收有机相的后作为回收酸Ⅱ回收利用。回收酸Ⅱ中的稀土元素随回收酸Ⅱ回收。

年回收萃取剂约占萃取剂总量4％，因此，萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

采用等当量金属盐溶液二级反萃负载有机相中的草酸，使得含草酸高的负载有机相与金属离子浓度较低的反液接触，可以有效提高反液中金属离子的效率，降低回收酸Ⅱ中的金属离子含量；并使得含草酸较低的负载有机相与金属离子浓度较高的反液接触，可以尽可能降低空白有机相中的残余草酸，提高有机相的萃取能力。达到用最少的资源尽可能降低残余物含量的目的。

表9

表10

杂质

Cl^-

Al₂O₃

SiO₂

Fe₂O₃

CaO

SO₄ ^2-

含量

0.003

0.025

0.019

0.001

＜0.01

处理1m³废盐酸回收草酸约5.2kg，回收盐酸(折31％)约296kg(包括回收酸Ⅱ)，回收稀土0.21kg(以REO计)，减少废水1m³。

对比例：

将实施例5所述废盐酸5m³(C草酸＝12.8g/L，REO＝0.21g/L)，与1365Kg99％碳酸钙在反应釜中混合反应到pH＝4时(排放二氧化碳约151.2m3)，将悬浊液过滤并洗涤滤渣得到中间渣；滤液继续中和至约pH7排放(其中氯化钙约1.4吨，COD约1吨)。中间渣950-1000℃灼烧(排放二氧化碳约7m3)，得到混合氧化物40.1Kg。该混合物与萃取生产线的萃取的皂化水氯化铵(C_氯化铵＝100g/L)溶液在搅拌釜内充分反应后过滤，将滤液返回萃取线用于有机萃取剂皂化，过滤后的滤渣洗涤后用硫酸浸出，得到稀土料液折合REO＝1.0kg，返回生产使用。稀土回收率95.2％。盐酸、草酸的回收率为零。

实施例六

参见图1、5。

废硫酸：C_草酸＝18.2g/L，C_H ⁺＝3.8mol/L，C_钴＝0.08g/L；空白有机相体系：TBP/(TBP+磺化煤油)＝25％(体积比)；硫酸钴溶液(反液)：C_Co ²⁺＝0.4mol/L。

萃取线共16级，依次为捕捞槽4级、萃取槽8级、反萃槽4级。

所述反萃槽，包括澄清室1、搅拌桨2和混合室3，所述澄清室1与混合室3有共用的立板5，所述搅拌桨2位于混合室3中。其中所述澄清室1具有向下的四楞锥底18，还有阀门21、阀门24、阀门10、阀门11、阀门12、进口13、挡板14、过滤器15、泵16、出口17、出口22和出口24。所述立板5顶端有溢流口供混合室3内物料进入澄清室1。所述出口17密封固定于四楞锥底18的最低点，所述进口13密封固定于挡板14最高点之下，自进口13至出口17之间通过管道依次连接有过滤器15和阀门12。所述挡板14呈向下的四楞锥状，自进口13上方挡罩进口13；四条边均密封固定于澄清室1壁的下部，挡板14的四楞锥底有供水相及不溶物通过的开口19。所述阀门11位于过滤器15之后通过管道与过滤器15连接。所述出口22位于澄清室1中部，通过管道连接阀门21后与泵16的进口相接。

萃取分离时，空白有机相以25.7L/min进入萃取线第5级，废酸以22.4L/min直接进入萃取线第12级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经第1-4级的煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表11)，返回使用。废酸中所含钴元素随回收酸Ⅰ返回而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第13-16级)中与第16级进入的流量为8.1L/min的硫酸钴溶液进行逆流连续沉淀反萃。得到空白有机相、回收酸Ⅱ和草酸钴的混合物。将回收酸Ⅱ与草沉淀分离，所得草酸钴经灼烧后得到氧化钴产品(检测数据见表12)。

表11

回收萃取剂约占萃取剂总量5％，萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

表12

杂质

Cl^-

Al₂O₃

SiO₂

Fe₂O₃

CaO

SO₄ ^2-

含量

0.035

0.011

0.024

0.041

＜0.01

处理1m³废硫酸回收草酸约5.2kg，回收硫酸(折98％)约193kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

实施例七

参见图1、5。

废硝酸：C_草酸＝0.22g/L，C_H ⁺＝2.70mol/L，C_镍＝0.09g/L(以NiO计，下同)；空白有机相：N235/(N235+正辛醇+磺化煤油)＝10％(体积比)；硝酸镍溶液(反液)C_Ni ²⁺＝0.7mol/L。

萃取线共24级，依次为捕捞槽3级，萃取槽15级，反萃槽6级。所述反萃槽同实施例六。

萃取分离时，空白有机相以5.84L/min自萃取线第4级进入，废酸以120.4L/min进入萃取线第18级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经3级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表13)返回使用。废酸中所含镍元素随回收酸Ⅰ返回使用而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第19-24级)中与末级进入的流量为0.3L/min的硝酸镍溶液进行逆流连续沉淀反萃得到空白有机相、回收酸Ⅱ和草酸镍。

表13

处理1m³废硝酸回收草酸约0.2kg，折合回收工业硝酸约240kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

实施例八

参见图1、2。

废盐酸：C_草酸＝28.5g/L，C_H ⁺＝3.5mol/L，REO＝0.23g/L；空白有机相为TBP：磺化煤油＝3：7(体积比)；氯化镨和氯化钕混合溶液(反液)C_RE ³⁺＝1.0mol/L。

萃取线共8级，依次为捕捞槽2级，萃取槽3级，沉淀反萃槽2级，捕捞槽1级。

沉淀反萃槽，包括澄清室1、搅拌桨2和混合室3，所述澄清室1与混合室3有共用的立板5，立板5顶端开有溢流口。所述搅拌桨2位于混合室3中。其中所述澄清室1具有斜底18，还有阀门11、阀门12、进口13、挡板14、过滤器15、泵16和出口17，所述出口17密封固定于澄清室1底部的最低点，所述进口13密封固定于斜挡板14最高点之下，自进口13至出口17之间通过管道依次连接有过滤器15和阀门12。所述挡板14呈矩形，倾斜地挡罩在进口13之上，挡板14的一条边与澄清室1壁之间有供水相及不溶物通过的开口19，另三条边与澄清室1壁的下部固定连接。所述阀门11位于过滤器15之后通过管道与过滤器15连接。

萃取分离时，空白有机相以54.5L/min自萃取线第3级进入，废酸以45.5L/min进入萃取线第5级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经2级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表14)返回使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回使用而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第6、7级)中与第7级进入的流量为1.0L/min的氯化镨和氯化钕混合溶液进行逆流连续沉淀反萃。反液与负载有机相在各沉淀反萃槽的混合室3中经搅拌桨2搅拌混合后产生的不溶物与有机相、水相一同从立板5顶端的溢流口进入澄清室1分相。在泵16作用下不溶物及挡板14之上的水相通过开口19进入挡板14下方，被送至过滤器15分离。分离后不溶物留在过滤器15中；分离后一部分水相经阀门12控制返回澄清室1挡板14的下方，一部分水相经阀门11控制去前一级反萃槽或另行处理。处于整个澄清室1挡板14上方的不溶物因挡板14的倾斜布置及水流带动，不会沉积在挡板14上。挡板14还阻挡了返回澄清室1的水相对挡板上方液体的扰动。沉淀反萃槽澄清室1挡板14上方的水相不受返回澄清室1的水相的影响。第6级引出的水相经1级煤油捕捞成为回收酸Ⅱ，返回酸溶系统回收使用。回收酸检验数据见表14。不溶物灼烧成氧化钕，杂质含量详见表15。

处理1m³废盐酸回收草酸约28.5kg，回收盐酸(折31％)约410kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

综上所述，本发明回收利用了废酸中所有物料，杜绝了废弃物，实现0排放。

表14

年回收萃取剂约占萃取剂总量5％，萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

在空白有机相中适当保留少量草酸可以减少反萃级数，减少有机相总量及设备，节约投资。

表15

杂质	Cl^-	Al₂O₃	SiO₂	Fe₂O₃	CaO	SO₄ ^2-
							含量	0.011	0.014	0.009	0.011	0.022	0.005

实施例九

参见图1、2。

废盐酸C_草酸＝20.5g/L，C_H ⁺＝2.5mol/L，REO＝0.10g/L；空白有机相TBP：P350：磺化煤油＝1：1：3(体积比)；氯化钕溶液(反液)C_RE ³⁺＝1.4mol/L。

捕捞槽、萃取线共10级，依次为捕捞槽3级、萃取槽3级、反萃槽4级。所述反萃槽同实施例八。

萃取分离时，空白有机相以39.2L/min自萃取线第4级进入，废酸以48.9L/min进入萃取线第6级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经3级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表16)返回使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回使用而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第10-13级)中与第10级进入的流量为3.8L/min的氯化钕溶液进行逆流连续沉淀反萃、分离，得到空白有机相及回收酸Ⅱ、草酸钕。回收酸Ⅱ返回使用，其中的稀土元素一同回收。草酸钕灼烧后得氧化钕(相关数据见表17)。

表16

表17

杂质

Cl^-

Al₂O₃

SiO₂

Fe₂O₃

CaO

SO₄ ^2-

含量

0.012

0.04

0.021

0.031

＜0.01

处理1m³废盐酸回收草酸约20.5kg，回收盐酸(折31％)约290kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

实施例十

参见图1、7。

盐酸和硫酸的混合废酸(盐酸与硫酸摩尔数相同)C_草酸＝42.8g/L，C_H ⁺＝2.8mol/L，REO＝0.23g/L；空白有机相体系：(TBP：P350：N235：磺化煤油＝5：4：1：10(体积比)；氯化镨和氯化钕混合溶液(反液)C_RE ³⁺＝1.5mol/L。

萃取线依次由捕捞槽4级、萃取槽8级、中转桶、反萃锅3只、捕捞锅1只、低位桶组成。萃取草酸时，空白有机相以72.5L/min自萃取线第4级进入，废酸以50.9L/min进入萃取线第12级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，萃余液经3级煤油捕捞成为回收的硫酸与盐酸的混合酸(回收酸Ⅰ，数据见表18)返回使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回使用而被回收。负载草酸的有机相进入中转桶暂存。反萃草酸时采用多级间隙反萃：负载草酸的有机相先进入反萃锅3与来自反萃锅2的水相进行沉淀反萃并分相，之后进入反萃锅2与来自反萃锅1的水相进行沉淀反萃，最后进入反萃锅1与氯化镨和氯化钕混合溶液进行沉淀反萃后成为空白有机相进入低位桶备用；氯化镨和氯化钕混合溶液首先进入反萃锅1与来自反萃锅2的有机相进行沉淀反萃，之后与不溶物一起进入反萃锅2与来自反萃锅1的有机相进行沉淀反萃，最后与不溶物一起进入反萃锅3与负载草酸的有机相进行沉淀反萃，分相后水相分离不溶物，液体成为回收酸Ⅱ返回使用。回收酸Ⅱ中残余的稀土元素随回收酸Ⅱ被回收。不溶物制备成镨钕氧化物(杂质含量详见表19)。

表18

表19

杂质	Cl^-	Al₂O₃	SiO₂	Fe₂O₃	CaO	SO₄ ^2-
							含量	0.009	0.021	0.014	0.051	0.020	0.008

处理1m³废混合酸回收草酸约42.8kg，回收盐酸(折31％)约135kg(包括回收酸Ⅱ)，回收硫酸约72kg，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

混合萃取剂可以提高有机相的萃取容量，减少有机相总量及设备。

实施例11

空白有机相TOPO/(TOPO+煤油)＝10wt％。废盐酸C_草酸＝7.36g/L，C_H ⁺＝0.85mol/L，C_REO＝0.11g/L；稀土料液(反液)C_REO＝0.12mol/L。

按分液漏斗①、②、③、④顺序组成萃取装置。

第一次萃取时空白有机相和料液都从分液漏斗②进：在分液漏斗②中加入70mL空白有机相及210mL废盐酸，充分混合后静置分相；有机相移入分液漏斗③，水相移入分液漏斗①。1、循环逆流萃取阶段：

从第二次萃取开始空白有机相都从分液漏斗①进，从分液漏斗③出；料液都是从废液漏斗③进，水相从分液漏斗①出。每次加入空白有机相和料液的体积分别为70mL、210mL；每次萃取振荡时间为5min。实验现象：每次有机相和水相的分层时间都小于2min。

2、反萃阶段：将从分液漏斗③出来的70ml的负载有机相移至分液漏斗④中，加入100ml，反萃振荡5min，静置分层，有机相用水洗后返回分液漏斗①使用，反萃所得草酸稀土过滤洗涤后进行灼烧得到氧化稀土。

3、实验检测分析结果：1)萃余液中草酸含量为0.07g/L，体积为208ml；2)反萃液中稀土浓度0.039mol/L，体积为99ml；得到REO重量1.51g，稀土含量98.7％。

4、实验数据分析结果：1)草酸的回收率：99.10％；2)稀土回收率99.82％。

实施例12

按TBP：磺化煤油＝2：3(体积比)混合均匀制备成含TBP40％的空白有机相；准备含草酸的废酸(C_草酸＝20g/L，C_H ⁺＝0.82M)及反萃用的稀土料液C_REO＝0.35mol/L)。

1、萃取阶段：将150ml的空白有机相和150ml的废酸都装入分液漏斗，震荡5分钟后静置分相，分相完全后将萃余液(回收酸Ⅰ)放至玻璃杯①中，而有机相留在分液漏斗中。

2、反萃阶段：往装有负载有机相的分液漏斗①中加入100ml的反液，震荡5分钟后静置分相，分相完全后将水相和沉淀物放至玻璃杯②中，然后用过滤分离，分别得到分离滤液(回收酸Ⅱ)和沉淀物。

3、检测分析：

1)回收酸Ⅰ中草酸含量为8.09g/L，体积为150ml，草酸回收率59.55％；

2)回收酸Ⅱ中稀土浓度0.25mol/L，体积为99ml；得到REO重量15.87g，稀土含量99.3％。

实施例十三：

参见图1、图3。

废盐酸：C_草酸＝25.2g/L，C_H ⁺＝4.49mol/L，C_REO＝0.26g/L；空白有机相：TBP/(TBP+磺化煤油)＝60％(体积比)；氯化钕溶液(反液)：C_RE ³⁺＝0.52mol/L。

萃取线共18级依次为捕捞槽3级、萃取槽20级和沉淀反萃槽10级。

所述沉淀反萃槽同实施例四所述反萃槽。

萃取分离时，空白有机相以34.64L/min自萃取线第4级进入，废酸以42.7L/min进入萃取线第23级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经3级煤油捕捞成为回收酸Ⅰ(回收酸数据见表20)返回使用。废酸中所含稀土元素随回收酸Ⅰ返回使用而被回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第24-33级)中与末级进入的流量为10.95L/min的氯化钕溶液进行逆流连续沉淀反萃。分别等到空白有机相、回收酸Ⅱ和不溶物。回收酸Ⅱ返回酸溶系统回收使用。回收酸Ⅱ中所含稀土元素随回收酸Ⅱ返回使用而被回收。不溶物灼烧成氧化钕，杂质含量详见表21。

处理1m³废盐酸回收草酸约25.2kg，回收盐酸(折31％)约544kg(包括回收酸Ⅱ)，减少废水1m³。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。

表20

增加反萃槽数量可以降低回收酸Ⅱ中残余稀土元素。

表21

杂质

Cl^-

Al₂O₃

SiO₂

Fe₂O₃

CaO

SO₄ ^2-

含量

0.011

0.030

0.022

0.003

＜0.01

最后说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。

Claims

1.一种废酸的综合利用方法，所述废酸包括草酸与其它酸的混合物，包括以下步骤：

步骤一：在萃取体系中，用空白有机相萃取废酸中的草酸，得到含有草酸的负载有机相和回收酸Ⅰ；

步骤二：将步骤一所得负载有机相送入反萃设备与金属盐溶液进行沉淀反萃，分别得到回收酸Ⅱ与金属草酸盐的混合物、空白有机相，空白有机相返回步骤一循环使用；

其中所述其它酸为盐酸、硝酸、硫酸、甲酸、乙酸、丙酸中至少一种；步骤一所述空白有机相为萃取剂与稀释剂的混合物，所述萃取剂为中性含磷萃取剂和/或胺类萃取剂。

2.如权利要求1所述废酸的综合利用方法，其特征在于所述中性含磷萃取剂为TBP、P350、TOPO中的至少一种，所述胺类萃取剂为N235，所述稀释剂为磺化煤油和/或辛醇。

3.如权利要求1所述废酸的综合利用方法，其特征在于所述空白有机相中萃取剂浓度为萃取剂/(萃取剂+稀释剂)＝10-60％。

4.如权利要求1所述废酸的综合利用方法，其特征在于所述空白有机相与废酸的流量比为V_{空白有机相}/V_废酸＝0.05-5.3；所述萃取级数至少为3级。

5.如权利要求1所述废酸的综合利用方法，其特征在于还包括在步骤二之后将所述回收酸Ⅰ及回收酸Ⅱ用磺化煤油捕捞其中的有机相。

6.如权利要求1-4任一所述废酸的综合利用方法，其特征在于所述废酸的氢离子浓度为≥2mol/L，所述废酸中的草酸含量为5-30g/L。优选为5-20g/L。

7.如权利要求1-4任一所述废酸的综合利用方法，其特征在于所述沉淀反萃包括连续反萃或间歇反萃，所述连续反萃的反萃设备包括反萃槽，所述间歇反萃的反萃设备包括反萃锅。

8.如权利要求7任一所述废酸的综合利用方法，其特征在于所述连续反萃的反萃级数至少有3级，所述负载有机相与金属盐溶液的流量比或体积比为V_{负载有机相}/V_{金属盐溶液}＝2-18。优选V_{负载有机相}/V_反液＝3-18。

9.如权利要求8所述废酸的综合利用方法，其特征在于所述间隙反萃为下述方法中一种：

方法A，用适量反液对适量负载有机相进行一次反萃；

方法B，多次用少量反液反萃同1批负载有机相；

方法C，用同1批反液多次反萃少量负载有机相；

10.如权利要求9所述废酸的综合利用方法，其特征在于

步骤二所述负载有机相先进入反萃锅(2)与来自反萃锅(1)的水相进行间歇式沉淀反萃，之后再进入反萃锅(1)与新进入反萃锅(1)内的稀土氯化物溶液进行第二次间歇式沉淀反萃，反应完毕的空白有机相返回萃取槽循环使用；在反萃锅(1)内反萃完毕的水相进入反萃锅(2)；离开反萃锅(2)的水相及不溶物分离后得到的液体经煤油捕捞后成为回收酸Ⅱ回收利用，不溶物用于制备稀土氧化物。

11.一种反萃槽，包括澄清室(1)、搅拌桨(2)和混合室(3)，所述澄清室(1)与混合室(3)有共用的立板(5)，所述搅拌桨(2)位于混合室(3)中，其特征在于所述澄清室(1)还有进口(13)、过滤器(15)、出口(17)和底(18)，所述出口(17)密封固定于澄清室(1)的底(18)或侧壁，所述进口(13)密封固定于出口(17)之上，自出口(17)至进口(13)之间通过管道连接有过滤器(15)。