CN109264758A - 一种制备6n级氯化锶的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明一种制备6N级氯化锶的方法，以2N级氯化锶溶液为料液、P229为萃取剂，萃取分离除去2N级氯化锶溶液中的杂质元素硫、钠、钾、铍、镁、钙、钡、铅、镉、锌、铝和铁等，制备6N级氯化锶溶液。具体由皂化段、分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe、满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr、分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe和反萃段5个步骤组成。所制备的6N级氯化锶溶液，其锶的纯度为99.99991%～99.99998%、收率为92%～96%。本发明具有产品纯度和收率高、试剂消耗少、分离效率高、工艺流程短、生产成本低等特点。

Description

一种制备6N级氯化锶的方法
技术领域
本发明一种制备6N级氯化锶的方法涉及以2N级氯化锶溶液为料液、P229为萃取剂，萃取分离料液中硫、钠、钾、铍、镁、钙、钡、铅、镉、锌、铝、铁等杂质，制备6N级氯化锶溶液。本发明的具体技术领域为6N级氯化锶的制备。
背景技术
材料特别是高端材料和高纯材料中的杂质严重恶化材料的性能，因此纯度决定材料的性能。6N级(99.99990％～99.99998％)氯化锶不仅是重要的超高纯锶产品，而且是制备6N级碳酸锶等其他超高纯锶产品的基础物质之一。目前，对纯度达到6N(99.9999％)的超高纯锶化合物的需求日益迫切，研发制备6N级氯化锶的技术具有重要的战略意义。
通过沉淀等分离技术分离除去锶原料中的杂质，可以获得2N级氯化锶溶液；浓缩结晶则获得2N级氯化锶晶体。截至今日，未见以2N级氯化锶为原料进一步提纯制备6N级氯化锶的技术方法。以沉淀和结晶(沉淀-再沉淀，结晶-再结晶)为基础的技术方法来分离料液中的杂质，最终分离产品的纯度均低于6N(绝大多数分离产品的纯度为3N级)。毫无疑问，采用沉淀-结晶为基础的分离提纯技术来制备6N级氯化锶是绝无可能的。因此，欲制备纯度≥6N的超高氯化锶，研发新的分离提纯技术才是可行的。
目前，尚无以2N级氯化锶为原料制备6N级氯化锶的方法。就制备6N级氯化锶而言，技术难点在于分离除去2N级氯化锶溶液中的碱土金属杂质。本发明针对制备6N级氯化锶所存在的关键技术问题和技术难点，建立了一种快速、简便、高效地分离2N级氯化锶溶液中镁、钙、钡等杂质的方法，制备6N级氯化锶溶液。
发明内容
本发明一种制备6N级氯化锶的方法针对现无制备6N级氯化锶技术以及制备6N级氯化锶的技术难点，提供一种直接以2N级氯化锶溶液为料液制备6N级氯化锶的方法。
本发明一种制备6N级氯化锶的方法以2N级氯化锶溶液为料液、二(2-乙基己基)膦酸(简称P229)为萃取剂，萃取分离除去2N级氯化锶溶液中的杂质元素硫、钠、钾、铍、镁、钙、钡、铅、镉、锌、铝和铁等，制备6N级氯化锶溶液。
本发明一种制备6N级氯化锶的方法由5个步骤组成，其中1个皂化段、3个分离段和1个反萃段。5个步骤分别皂化段、分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe、满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr、分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe和反萃段。其中：分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe的萃取段实现SNaKBeMgCaSr/BaPbCdZnAlFe分离，洗涤段实现SNaKBeMgCa/SrBaPbCdZnAlFe分离。满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr、分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe直接串联；满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的出口有机相直接进入分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级，分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级出口水相用作满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的洗涤剂。
本发明一种制备6N级氯化锶的方法的5个步骤具体如下：
步骤1：皂化段
步骤1为皂化段，实现P229有机相的锶皂化。按照摩尔比为P229∶氨水∶锶＝1∶0.36∶0.18，将P229有机相、6.0mol/L的氨水和来自步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取分离体系第1级出口水相的含有硫、钠、钾、铍、镁、钙的氯化锶溶液加入到皂化槽第1级。经过8级共流皂化且分相后，水相为皂化废水，有机相为锶皂化P229有机相，皂化率为0.36。所得锶皂化P229有机相用作步骤2分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe和步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的萃取有机相。
步骤2：分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe
步骤2为分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe，萃取段实现锶与钡、铅、镉、锌、铝、铁等杂质元素的分离，洗涤段实现锶与硫、硫、钠、钾、铍、镁、钙等杂质元素的分离。以锶皂化P229有机相为萃取有机相，2N级氯化锶溶液为料液，3.0mol/L HCl为洗涤酸。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，2N级氯化锶溶液从进料级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从最后1级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系。从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液，用作步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的料液；从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级出口有机相获得负载锶钡铅镉锌铝铁有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的料液。
步骤3：满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr
步骤3为满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr，实现锶与硫、钠、钾、铍、镁、钙等杂质元素的分离。以锶皂化P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液为料液，步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级出口水相6N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液从进料级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，6N级氯化锶溶液从最后1级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系。从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有硫、钠、钾、铍、镁和钙的氯化物水溶液，用于回收有价元素；从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的最后1级出口有机相获得负载锶的P229有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的萃取有机相。
步骤4：分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe
步骤4为分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe，实现锶与钡、铅、镉、锌、铝、铁等杂质的分离。以来自步骤3的SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶的P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶钡铅镉锌铝铁有机相为料液，3.0mol/L HCl洗涤酸。负载锶的P229有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，负载锶钡铅镉锌铝铁有机相从进料级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从最后1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系。从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得目标产品6N级氯化锶溶液；从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相，全部进入步骤5反萃段。
步骤5：反萃段
步骤5为反萃段，将负载在P229有机相中的钡、铅、镉、锌、铝和铁反萃至水相，实现P229有机相的再生。来自步骤4的Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相从第1级进入反萃槽，3.9mol/L HCl溶液从第12级进入反萃槽。从反萃段的第1级出口水相，获得含有钡、铅、镉、锌、铝和铁的溶液，用于回收铅、镉和锌等有价元素；从反萃段的第12级出口有机相，获得再生的P229有机相。
所述的P229有机相为P229的磺化煤油溶液，其中P229的浓度为1.0mol/L。
所述的2N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.010g/L～0.020g/L，Na0.010g/L～0.030g/L，K 0.0010g/L～0.0050g/L，Be 0.010g/L～0.020g/L，Mg 0.010g/L～0.050g/L，Ca 0.10g/L～0.30g/L，Sr 110.0g/L～150.0g/L，Ba 0.10g/L～0.20g/L，Pb0.0010g/L～0.0050g/L，Cd 0.0010g/L～0.0050g/L，Zn 0.0010g/L～0.0050g/L，Al0.010g/L～0.030g/L，Fe 0.010g/L～0.030g/L。
所述的6N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.0000010g/L～0.0000020g/L，Na 0.0000010g/L～0.0000030g/L，K 0.0000010g/L～0.0000050g/L，Be0.0000020g/L～0.0000080g/L，Mg 0.0000040g/L～0.000010g/L，Ca0.0000050g/L～0.000020g/L，Sr 132.0g/L～138.0g/L，Ba 0.0000050g/L～0.000020g/L，Pb 0.0000030g/L～0.000010g/L，Cd 0.0000020g/L～0.000010g/L，Zn 0.0000010g/L～0.000010g/L，Al0.0000010g/L～0.0000050g/L，Fe 0.0000010g/L～0.0000050g/L。
本发明的有益效果：1)为制备6N级锶产品奠定了物质基础：以萃取技术为基础，建立了制备6N级氯化锶溶液。而且，6N级氯化锶溶液通过浓缩结晶或沉淀等后处理，可以获得6N级氯化锶晶体、6N级碳酸锶晶体等一系列6N级含锶化合物。2)产品纯度高，锶的收率高：目标产品6N级氯化锶溶液的纯度为99.99991％～99.99998％，锶的收率为92％～96％。3)试剂消耗少：满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr不消耗洗涤酸和反萃酸；分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe不消耗皂化碱(氨水)。4)分离效率高：3个分离段(分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe、满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr、分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe)分离除去了2N级氯化锶溶液中的钠、钾、铍、镁、钙、钡、铅、镉、锌、铝、铁、等11种以上的金属杂质，以及硫、硅、磷等非金属杂质。5)工艺流程短：制备6N级氯化锶的方法由5个步骤组成，其中1个皂化段、3个分离段(分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe、满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr和分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe)和1个反萃段。分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe没有反萃段。分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe与满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr共享一个皂化段。6)生产成本低：分离效率高，工艺流程短，而且节约了皂化碱(氨水)、洗涤酸(盐酸)和反萃酸(盐酸)的消耗。
附图说明
图1为本发明一种制备6N级氯化锶的方法的工艺流程示意图；
图1中，LOP表示负载有机相；W表示洗涤剂。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明一种制备6N级氯化锶的方法作进一步描述。
实施例1
P229有机相为P229的磺化煤油溶液，其中P229的浓度为1.0mol/L。
2N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.0150g/L，Na 0.020g/L，K0.0030g/L，Be 0.0150g/L，Mg 0.030g/L，Ca 0.20g/L，Sr 130.0g/L，Ba 0.15g/L，Pb0.0030g/L，Cd 0.0030g/L，Zn 0.0030g/L，Al 0.0020g/L，Fe 0.020g/L。
步骤1：皂化段
按照摩尔比为P229∶氨水∶锶＝1∶0.36∶0.18，将P229有机相、6.0mol/L的氨水和来自步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取分离体系第1级出口水相的含有硫、钠、钾、铍、镁、钙的氯化锶溶液加入到皂化槽第1级。经过8级共流皂化且分相后，水相为皂化废水，有机相为锶皂化P229有机相，皂化率为0.36。所得锶皂化P229有机相用作步骤2分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe和步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的萃取有机相。
步骤2：分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，2N级氯化锶溶液为料液，3.0mol/LHCl为洗涤酸。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，2N级氯化锶溶液从第30级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从第64级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系。从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液，用作步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的料液；从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第64级出口有机相获得负载锶钡铅镉锌铝铁有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的料液。
步骤3：满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液为料液，步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级出口水相6N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液从第14级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，6N级氯化锶溶液从第52级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系。从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有硫、钠、钾、铍、镁和钙的氯化物水溶液，用于回收有价元素；从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第52级出口有机相获得负载锶的P229有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的萃取有机相。
步骤4：分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe
以来自步骤3的SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶的P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶钡铅镉锌铝铁有机相为料液，3.0mol/L HCl洗涤酸。负载锶的P229有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，负载锶钡铅镉锌铝铁有机相从第38级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从第68级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系。从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得目标产品6N级氯化锶溶液；从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第68级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相，全部进入步骤5反萃段。
步骤5：反萃段
来自步骤4的Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相从第1级进入反萃槽，3.9mol/L HCl溶液从第12级进入反萃槽。从反萃段的第1级出口水相，获得含有钡、铅、镉、锌、铝和铁的溶液，用于回收铅、镉和锌等有价元素；从反萃段的第12级出口有机相，获得再生的P229有机相。
目标产品6N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.0000010g/L，Na0.0000020g/L，K 0.0000030g/L，Be 0.0000050g/L，Mg 0.0000080g/L，Ca0.000010g/L，Sr 135.0g/L，Ba 0.000010g/L，Pb 0.0000050g/L，Cd 0.0000050g/L，Zn 0.0000030g/L，Al0.0000020g/L，Fe 0.0000020g/L。氯化锶溶液的产品纯度为99.99995％，锶的收率为94％。
实施例2
P229有机相为P229的磺化煤油溶液，其中P229的浓度为1.0mol/L。
2N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.010g/L，Na 0.010g/L，K0.0010g/L，Be 0.010g/L，Mg 0.010g/L，Ca 0.10g/L，Sr 150.0g/L，Ba 0.10g/L，Pb 0.0010g/L，Cd0.0010g/L，Zn 0.0010g/L，Al 0.010g/L，Fe 0.010g/L。
步骤1：皂化段
按照摩尔比为P229∶氨水∶锶＝1∶0.36∶0.18，将P229有机相、6.0mol/L的氨水和来自步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取分离体系第1级出口水相的含有硫、钠、钾、铍、镁、钙的氯化锶溶液加入到皂化槽第1级。经过8级共流皂化且分相后，水相为皂化废水，有机相为锶皂化P229有机相，皂化率为0.36。所得锶皂化P229有机相用作步骤2分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe和步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的萃取有机相。
步骤2：分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，2N级氯化锶溶液为料液，3.0mol/LHCl为洗涤酸。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，2N级氯化锶溶液从第28级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从第60级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系。从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液，用作步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的料液；从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第60级出口有机相获得负载锶钡铅镉锌铝铁有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的料液。
步骤3：满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液为料液，步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级出口水相6N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液从第16级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，6N级氯化锶溶液从第50级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系。从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有硫、钠、钾、铍、镁和钙的氯化物水溶液，用于回收有价元素；从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第50级出口有机相获得负载锶的P229有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的萃取有机相。
步骤4：分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe
以来自步骤3的SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶的P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶钡铅镉锌铝铁有机相为料液，3.0mol/L HCl洗涤酸。负载锶的P229有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，负载锶钡铅镉锌铝铁有机相从第36级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从第68级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系。从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得目标产品6N级氯化锶溶液；从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第68级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相，全部进入步骤5反萃段。
步骤5：反萃段
来自步骤4的Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相从第1级进入反萃槽，3.9mol/L HCl溶液从第12级进入反萃槽。从反萃段的第1级出口水相，获得含有钡、铅、镉、锌、铝和铁的溶液，用于回收铅、镉和锌等有价元素；从反萃段的第12级出口有机相，获得再生的P229有机相。
目标产品6N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.0000010g/L，Na0.0000010g/L，K 0.0000010g/L，Be 0.0000020g/L，Mg 0.0000040g/L，Ca 0.0000050g/L，Sr 138.0g/L，Ba 0.0000050g/L，Pb 0.0000030g/L，Cd 0.0000020g/L，Zn 0.0000010g/L，Al 0.0000010g/L，Fe 0.0000010g/L。氯化锶溶液的产品纯度为99.99998％，锶的收率为96％。
实施例3
P229有机相为P229的磺化煤油溶液，其中P229的浓度为1.0mol/L。
2N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.020g/L，Na 0.030g/L，K0.0050g/L，Be 0.020g/L，Mg 0.050g/L，Ca 0.30g/L，Sr 110.0g/L，Ba 0.20g/L，Pb0.0050g/L，Cd 0.0050g/L，Zn 0.0050g/L，Al 0.0030g/L，Fe 0.030g/L。
步骤1：皂化段
按照摩尔比为P229∶氨水∶锶＝1∶0.36∶0.18，将P229有机相、6.0mol/L的氨水和来自步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取分离体系第1级出口水相的含有硫、钠、钾、铍、镁、钙的氯化锶溶液加入到皂化槽第1级。经过8级共流皂化且分相后，水相为皂化废水，有机相为锶皂化P229有机相，皂化率为0.36。所得锶皂化P229有机相用作步骤2分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe和步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的萃取有机相。
步骤2：分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，2N级氯化锶溶液为料液，3.0mol/LHCl为洗涤酸。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，2N级氯化锶溶液从第30级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从第66级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系。从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液，用作步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的料液；从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第66级出口有机相获得负载锶钡铅镉锌铝铁有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的料液。
步骤3：满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液为料液，步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级出口水相6N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液从第12级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，6N级氯化锶溶液从第50级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系。从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有硫、钠、钾、铍、镁和钙的氯化物水溶液，用于回收有价元素；从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第50级出口有机相获得负载锶的P229有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的萃取有机相。
步骤4：分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe
以来自步骤3的SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶的P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶钡铅镉锌铝铁有机相为料液，3.0mol/L HCl洗涤酸。负载锶的P229有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，负载锶钡铅镉锌铝铁有机相从第40级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从第68级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系。从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得目标产品6N级氯化锶溶液；从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第68级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相，全部进入步骤5反萃段。
步骤5：反萃段
来自步骤4的Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相从第1级进入反萃槽，3.9mol/L HCl溶液从第12级进入反萃槽。从反萃段的第1级出口水相，获得含有钡、铅、镉、锌、铝和铁的溶液，用于回收铅、镉和锌等有价元素；从反萃段的第12级出口有机相，获得再生的P229有机相。
目标产品6N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.0000020g/L，Na0.0000030g/L，K 0.0000050g/L，Be 0.0000080g/L，Mg 0.000010g/L，Ca 0.000020g/L，Sr132.0g/L，Ba 0.000020g/L，Pb 0.000010g/L，Cd 0.000010g/L，Zn 0.000010g/L，Al0.0000050g/L，Fe 0.0000050g/L。氯化锶溶液的产品纯度为99.99991％，锶的收率为92％。

Claims (4)

1.一种制备6N级氯化锶的方法，其特征在于：所述的方法以2N级氯化锶溶液为料液、P229为萃取剂，萃取分离除去2N级氯化锶溶液中的杂质元素硫、钠、钾、铍、镁、钙、钡、铅、镉、锌、铝和铁，制备6N级氯化锶溶液；
具体由5个步骤组成：皂化段、分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe、满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr、分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe和反萃段；其中：分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe的萃取段实现SNaKBeMgCaSr/BaPbCdZnAlFe分离，洗涤段实现SNaKBeMgCa/SrBaPbCdZnAlFe分离；满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr、分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe直接串联；满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的出口有机相直接进入分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级，分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级出口水相用作满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的洗涤剂；
步骤1：皂化段
按照摩尔比为P229∶氨水∶锶＝1∶0.36∶0.18，将P229有机相、6.0mol/L的氨水和来自步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取分离体系第1级出口水相的含有硫、钠、钾、铍、镁、钙的氯化锶溶液加入到皂化槽第1级；经过8级共流皂化且分相后，水相为皂化废水，有机相为锶皂化P229有机相，皂化率为0.36；所得锶皂化P229有机相用作步骤2分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe和步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的萃取有机相；
步骤2：分馏萃取分离SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，2N级氯化锶溶液为料液，3.0mol/L HCl为洗涤酸；锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，2N级氯化锶溶液从进料级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从最后1级进入SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系；从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液，用作步骤3满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr的料液；从SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级出口有机相获得负载锶钡铅镉锌铝铁有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的料液；
步骤3：满载准分馏萃取分离SNaKBeMgCa/Sr
以锶皂化P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液为料液，步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的第1级出口水相6N级氯化锶溶液为洗涤剂；锶皂化P229有机相从第1级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，含有S、Na、K、Be、Mg和Ca的氯化锶溶液从进料级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系，6N级氯化锶溶液从最后1级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系；从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的第1级出口水相获得含有硫、钠、钾、铍、镁和钙的氯化物水溶液；从SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的最后1级出口有机相获得负载锶的P229有机相，用作步骤4分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe的萃取有机相；
步骤4：分馏萃取分离Sr/BaPbCdZnAlFe
以来自步骤3的SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶的P229有机相为萃取有机相，步骤2的SNaKBeMgCaSr/SrBaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载锶钡铅镉锌铝铁有机相为料液，3.0mol/L HCl洗涤酸；负载锶的P229有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，负载锶钡铅镉锌铝铁有机相从进料级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系，3.0mol/L HCl洗涤酸从最后1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe载分馏萃取体系；从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第1级出口水相获得目标产品6N级氯化锶溶液；从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相，全部进入步骤5反萃段；
步骤5：反萃段
步骤5为反萃段，将负载在P229有机相中的钡、铅、镉、锌、铝和铁反萃至水相，实现P229有机相的再生；来自步骤4的Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的最后1级获得的负载钡铅镉锌铝铁的P229有机相从第1级进入反萃槽，3.9mol/L HCl溶液从第12级进入反萃槽；从反萃段的第1级出口水相，获得含有钡、铅、镉、锌、铝和铁的溶液；从反萃段的第12级出口有机相，获得再生的P229有机相。
2.根据权利要求1所述的一种制备5N级氯化锶的方法，其特征在于：所述的P229有机相为P229的磺化煤油溶液，其中P229的浓度为1.0mol/L。
3.根据权利要求1所述的一种制备5N级氯化锶的方法，其特征在于：所述的2N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.010g/L～0.020g/L，Na 0.010g/L～0.030g/L，K0.0010g/L～0.0050g/L，Be 0.010g/L～0.020g/L，Mg 0.010g/L～0.050g/L，Ca 0.10g/L～0.30g/L，Sr 110.0g/L～150.0g/L，Ba 0.10g/L～0.20g/L，Pb 0.0010g/L～0.0050g/L，Cd0.0010g/L～0.0050g/L，Zn 0.0010g/L～0.0050g/L，Al 0.010g/L～0.030g/L，Fe 0.010g/L～0.030g/L。
4.根据权利要求1所述的一种制备5N级氯化锶的方法，其特征在于：所述的6N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为：S 0.0000010g/L～0.0000020g/L，Na 0.0000010g/L～0.0000030g/L，K 0.0000010g/L～0.0000050g/L，Be 0.0000020g/L～0.0000080g/L，Mg0.0000040g/L～0.000010g/L，Ca 0.0000050g/L～0.000020g/L，Sr 132.0g/L～138.0g/L，Ba 0.0000050g/L～0.000020g/L，Pb 0.0000030g/L～0.000010g/L，Cd 0.0000020g/L～0.000010g/L，Zn 0.0000010g/L～0.000010g/L，Al 0.0000010g/L～0.0000050g/L，Fe0.0000010g/L～0.0000050g/L。
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Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110627096A (zh) * 2019-11-11 2019-12-31 南昌航空大学 一种制备5n级氯化镁溶液的方法
CN110668479A (zh) * 2019-11-12 2020-01-10 南昌航空大学 一种制备5n级硫酸镁溶液的方法
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
CN110790296A (zh) * 2019-12-05 2020-02-14 南昌航空大学 一种制备5n级硝酸钙溶液的方法
CN110921690A (zh) * 2019-12-05 2020-03-27 南昌航空大学 一种制备5n级硝酸镁溶液的方法
CN111039315A (zh) * 2019-11-21 2020-04-21 南昌航空大学 一种制备5n级氯化钙溶液的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104131163A (zh) * 2014-08-05 2014-11-05 南昌航空大学 一种p507萃取分离稀土有机相乳化物的再生方法
CN106916947A (zh) * 2017-03-28 2017-07-04 南昌航空大学 准分馏萃取分离硫酸锂中钠和钾的方法
CN107287420A (zh) * 2017-06-09 2017-10-24 南昌航空大学 一种p507分馏萃取制备5n级氯化钴的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104131163A (zh) * 2014-08-05 2014-11-05 南昌航空大学 一种p507萃取分离稀土有机相乳化物的再生方法
CN106916947A (zh) * 2017-03-28 2017-07-04 南昌航空大学 准分馏萃取分离硫酸锂中钠和钾的方法
CN107287420A (zh) * 2017-06-09 2017-10-24 南昌航空大学 一种p507分馏萃取制备5n级氯化钴的方法

Cited By (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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
CN110627096A (zh) * 2019-11-11 2019-12-31 南昌航空大学 一种制备5n级氯化镁溶液的方法
CN110627096B (zh) * 2019-11-11 2022-01-25 南昌航空大学 一种制备5n级氯化镁溶液的方法
CN110668479A (zh) * 2019-11-12 2020-01-10 南昌航空大学 一种制备5n级硫酸镁溶液的方法
CN110668479B (zh) * 2019-11-12 2022-04-15 南昌航空大学 一种制备5n级硫酸镁溶液的方法
CN111039315A (zh) * 2019-11-21 2020-04-21 南昌航空大学 一种制备5n级氯化钙溶液的方法
CN111039315B (zh) * 2019-11-21 2023-01-31 南昌航空大学 一种制备5n级氯化钙溶液的方法
CN110790296A (zh) * 2019-12-05 2020-02-14 南昌航空大学 一种制备5n级硝酸钙溶液的方法
CN110921690A (zh) * 2019-12-05 2020-03-27 南昌航空大学 一种制备5n级硝酸镁溶液的方法
CN110921690B (zh) * 2019-12-05 2022-04-01 南昌航空大学 一种制备5n级硝酸镁溶液的方法
CN110790296B (zh) * 2019-12-05 2022-04-15 南昌航空大学 一种制备5n级硝酸钙溶液的方法

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