CN109319818B - 一种制备5n级氯化锶的方法 - Google Patents
一种制备5n级氯化锶的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN109319818B CN109319818B CN201811413987.4A CN201811413987A CN109319818B CN 109319818 B CN109319818 B CN 109319818B CN 201811413987 A CN201811413987 A CN 201811413987A CN 109319818 B CN109319818 B CN 109319818B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- organic phase
- strontium
- stage
- separation
- fractional extraction
- 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.)
- Expired - Fee Related
Links
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F11/00—Compounds of calcium, strontium, or barium
- C01F11/20—Halides
- C01F11/24—Chlorides
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
- C01P2006/80—Compositional purity
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明一种制备5N级氯化锶的方法,以2N级氯化锶溶液为料液、P507为萃取剂、TBP为改性剂,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。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。本发明制备的5N级氯化锶溶液,其锶的纯度为99.9991%~99.9998%、收率为93%~97%。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
技术领域
本发明一种制备5N级氯化锶的方法涉及以2N级氯化锶溶液为料液、P507为萃取剂、TBP为改性剂,萃取分离料液中硫、钠、钾、铍、镁、钙、钡、铅、镉、锌、铝、铁等杂质,制备5N级氯化锶溶液。本发明的具体技术领域为5N级氯化锶的制备。
背景技术
5N级(99.9990%~99.9998%)氯化锶不仅是重要的高纯锶产品,而且是制备5N级碳酸锶等其他高纯锶产品的基础物质之一。目前,对纯度达到甚至高于5N(99.999%)的高纯和超高纯锶化合物的需求日益迫切,研发制备5N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5N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5N(绝大多数分离产品的纯度为3N级)。毫无疑问,欲制备纯度≥5N的超高氯化锶,必须研发沉淀-结晶之外的分离提纯技术。
目前,尚无以2N级氯化锶为原料制备5N级氯化锶的方法。就制备5N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5N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5N级氯化锶溶液。
发明内容
本发明一种制备5N级氯化锶的方法针对现无制备5N级氯化锶技术以及制备5N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5N级氯化锶的方法。
本发明一种制备5N级氯化锶的方法以2N级氯化锶溶液为料液、2-乙基己基膦酸单2-乙基己基酯己基膦酸(简称P507)为萃取剂、磷酸三丁酯(简称TBP)为改性剂,P507与TBP的磺化煤油溶液构成P507有机相;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5N级氯化锶溶液,所述的P507有机相中,P507的浓度为1.0mol/L,TBP的浓度为0.10mol/L。
本发明一种制备5N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5N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P507有机相的锶皂化。按照摩尔比为P507∶氨水∶锶=1∶0.36∶0.18,将P507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P507有机相,皂化率为0.36。所得锶皂化P507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P507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P507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P507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5N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P507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,5N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P507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P507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P507有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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分馏萃取体系,3.0mol/L HCl洗涤酸从最后1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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5N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P507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P507有机相中的钡、铅、镉、锌、铝和铁反萃至水相,实现P507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P507有机相从第1级进入反萃槽,4.5mol/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P507有机相。
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~0.030g/L,Na0.010g/L~0.050g/L,K 0.0010g/L~0.010g/L,Be 0.010g/L~0.030g/L,Mg 0.010g/L~0.10g/L,Ca 0.10g/L~0.50g/L,Sr 110.0g/L~150.0g/L,Ba 0.10g/L~0.30g/L,Pb0.0010g/L~0.010g/L,Cd 0.0010g/L~0.010g/L,Zn 0.0010g/L~0.010g/L,Al 0.010g/L~0.050g/L,Fe 0.010g/L~0.050g/L。
所述的5N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为:S 0.000010g/L~0.000020g/L,Na 0.000010g/L~0.000030g/L,K 0.000010g/L~0.000050g/L,Be 0.000020g/L~0.000080g/L,Mg 0.000040g/L~0.00010g/L,Ca 0.000050g/L~0.00020g/L,Sr 130.0g/L~140.0g/L,Ba 0.000050g/L~0.00020g/L,Pb0.000030g/L~0.00010g/L,Cd 0.000020g/L~0.00010g/L,Zn 0.000010g/L~0.00010g/L,Al 0.000010g/L~0.000050g/L,Fe0.000010g/L~0.000050g/L。
本发明的有益效果:1)为制备5N级锶产品奠定了物质基础:以萃取技术为基础,建立了制备5N级氯化锶溶液的方法。而且,5N级氯化锶溶液通过浓缩结晶或沉淀等后处理,可以获得5N级氯化锶晶体、5N级碳酸锶晶体等一系列5N级含锶化合物。2)产品纯度高,锶的收率高:目标产品5N级氯化锶溶液的纯度为99.9991%~99.9998%,锶的收率为93%~97%。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5N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5N级氯化锶的方法的工艺流程示意图;
图中: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5N级氯化锶的方法作进一步描述。
实施例1
P507有机相为P507与TBP的磺化煤油溶液,其中P507的浓度为1.0mol/L,TBP的浓度为0.10mol/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 130.0g/L,Ba 0.20g/L,Pb0.0050g/L,Cd 0.0050g/L,Zn 0.0050g/L,Al 0.030g/L,Fe 0.030g/L。
步骤1:皂化段
按照摩尔比为P507∶氨水∶锶=1∶0.36∶0.18,将P507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P507有机相,皂化率为0.36。所得锶皂化P507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P507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P507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32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P507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5N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P507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,5N级氯化锶溶液从第48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48级出口有机相获得负载锶的P507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P507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P507有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系,负载锶钡铅镉锌铝铁有机相从第42级进入Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系,3.0mol/L HCl洗涤酸从第76级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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5N级氯化锶溶液;从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第76级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P507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P507有机相从第1级进入反萃槽,4.5mol/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P507有机相。
目标产品5N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为:S 0.000010g/L,Na0.000020g/L,K 0.000030g/L,Be 0.000050g/L,Mg 0.000080g/L,Ca 0.00010g/L,Sr135.0g/L,Ba 0.00010g/L,Pb 0.000050g/L,Cd 0.000050g/L,Zn 0.000030g/L,Al0.000020g/L,Fe 0.000020g/L。氯化锶溶液的产品纯度为99.9995%,锶的收率为95%。
实施例2
P507有机相为P507与TBP的磺化煤油溶液,其中P507的浓度为1.0mol/L,TBP的浓度为0.10mol/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P507∶氨水∶锶=1∶0.36∶0.18,将P507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P507有机相,皂化率为0.36。所得锶皂化P507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P507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P507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52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52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P507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5N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P507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18级进入SNaKBeMgCa/Sr分馏萃取体系,5N级氯化锶溶液从第48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48级出口有机相获得负载锶的P507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P507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P507有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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分馏萃取体系,3.0mol/L HCl洗涤酸从第74级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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5N级氯化锶溶液;从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第74级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P507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P507有机相从第1级进入反萃槽,4.5mol/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P507有机相。
目标产品5N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为:S 0.000010g/L,Na0.000010g/L,K 0.000010g/L,Be 0.000020g/L,Mg 0.000040g/L,Ca 0.000050g/L,Sr140.0g/L,Ba 0.000050g/L,Pb 0.000030g/L,Cd 0.000020g/L,Zn 0.000010g/L,Al0.000010g/L,Fe 0.000010g/L。氯化锶溶液的产品纯度为99.9998%,锶的收率为97%。
实施例3
P507有机相为P507与TBP的磺化煤油溶液,其中P507的浓度为1.0mol/L,TBP的浓度为0.10mol/L。
2N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为:S 0.030g/L,Na 0.050g/L,K 0.010g/L,Be 0.030g/L,Mg 0.10g/L,Ca 0.50g/L,Sr 110.0g/L,Ba 0.30g/L,Pb 0.010g/L,Cd0.010g/L,Zn 0.010g/L,Al 0.050g/L,Fe 0.050g/L。
步骤1:皂化段
按照摩尔比为P507∶氨水∶锶=1∶0.36∶0.18,将P507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P507有机相,皂化率为0.36。所得锶皂化P507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P507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P507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36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P507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5N级氯化锶溶液为洗涤剂。锶皂化P507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,5N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P507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P507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P507有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系,负载锶钡铅镉锌铝铁有机相从第44级进入Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系,3.0mol/L HCl洗涤酸从第74级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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5N级氯化锶溶液;从Sr/BaPbCdZnAlFe分馏萃取体系的第74级出口有机相获得负载钡铅镉锌铝铁的P507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P507有机相从第1级进入反萃槽,4.5mol/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P507有机相。
目标产品5N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为:S 0.000020g/L,Na0.000030g/L,K 0.000050g/L,Be 0.000080g/L,Mg 0.00010g/L,Ca 0.00020g/L,Sr130.0g/L,Ba 0.00020g/L,Pb 0.00010g/L,Cd 0.00010g/L,Zn 0.00010g/L,Al0.000050g/L,Fe 0.000050g/L。氯化锶溶液的产品纯度为99.9991%,锶的收率为93%。
Claims (3)
1.一种制备5N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、P507为萃取剂、TBP为改性剂,P507与TBP的磺化煤油溶液构成P507有机相;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5N级氯化锶溶液;所述的P507有机相中,P507的浓度为1.0mol/L,TBP的浓度为0.10mol/L;
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P507∶氨水∶锶=1∶0.36∶0.18,将P507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P507有机相,皂化率为0.36;所得锶皂化P507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P507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P507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/LHCl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P507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5N级氯化锶溶液为洗涤剂;锶皂化P507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,5N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P507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P507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/LHCl洗涤酸;负载锶的P507有机相从第1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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分馏萃取体系,3.0mol/LHCl洗涤酸从最后1级进入Sr/BaPbCdZnAlFe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5N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P507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P507有机相从第1级进入反萃槽,4.5mol/LHCl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P507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2N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为:S0.010g/L~0.030g/L,Na0.010g/L~0.050g/L,K0.0010g/L~0.010g/L,Be0.010g/L~0.030g/L,Mg0.010g/L~0.10g/L,Ca0.10g/L~0.50g/L,Sr110.0g/L~150.0g/L,Ba0.10g/L~0.30g/L,Pb0.0010g/L~0.010g/L,Cd0.0010g/L~0.010g/L,Zn0.0010g/L~0.010g/L,Al0.010g/L~0.050g/L,Fe0.010g/L~0.050g/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5N级氯化锶溶液中的相关元素浓度分别为:S0.000010g/L~0.000020g/L,Na0.000010g/L~0.000030g/L,K0.000010g/L~0.000050g/L,Be0.000020g/L~0.000080g/L,Mg0.000040g/L~0.00010g/L,Ca0.000050g/L~0.00020g/L,Sr130.0g/L~140.0g/L,Ba0.000050g/L~0.00020g/L,Pb0.000030g/L~0.00010g/L,Cd0.000020g/L~0.00010g/L,Zn0.000010g/L~0.00010g/L,Al0.000010g/L~0.000050g/L,Fe0.000010g/L~0.000050g/L。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201811413987.4A CN109319818B (zh) | 2018-11-26 | 2018-11-26 | 一种制备5n级氯化锶的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201811413987.4A CN109319818B (zh) | 2018-11-26 | 2018-11-26 | 一种制备5n级氯化锶的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN109319818A CN109319818A (zh) | 2019-02-12 |
CN109319818B true CN109319818B (zh) | 2020-10-30 |
Family
ID=65257801
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201811413987.4A Expired - Fee Related CN109319818B (zh) | 2018-11-26 | 2018-11-26 | 一种制备5n级氯化锶的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN109319818B (zh) |
Families Citing this family (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN110776040B (zh) * | 2019-11-04 | 2022-01-18 | 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 |
CN110668478B (zh) * | 2019-11-07 | 2022-04-12 | 南昌航空大学 | 一种制备4n级氯化镁的方法 |
CN110697743B (zh) * | 2019-11-07 | 2022-04-01 | 南昌航空大学 | 一种制备4n级硫酸镁的方法 |
CN110697742B (zh) * | 2019-11-08 | 2022-04-01 | 南昌航空大学 | 一种制备4n级硝酸镁溶液的方法 |
CN110668484B (zh) * | 2019-11-11 | 2022-04-12 | 南昌航空大学 | 一种制备4n级硝酸钙溶液的方法 |
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 |
CN112680594B (zh) * | 2020-12-10 | 2023-03-24 | 四川省乐山锐丰冶金有限公司 | 一种从氟碳铈矿中回收锶制备碳酸锶的方法 |
Family Cites Families (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1087354C (zh) * | 1997-09-05 | 2002-07-10 | 中国科学院化工冶金研究所 | 用溶剂萃取提高锶及钡盐纯度的方法 |
CN1304295C (zh) * | 2004-02-03 | 2007-03-14 | 中国科学院过程工程研究所 | 利用高钡高钙天青石生产锶无机盐的方法 |
PE20160329A1 (es) * | 2009-07-07 | 2016-04-27 | Cytec Tech Corp | Procesos para recuperar metales de soluciones acuosas |
CN107299225B (zh) * | 2017-06-22 | 2018-10-09 | 南昌航空大学 | 一种c272分馏萃取制备6n级氯化钴的方法 |
-
2018
- 2018-11-26 CN CN201811413987.4A patent/CN109319818B/zh not_active Expired - Fee Related
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN109319818A (zh) | 2019-02-12 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN109319818B (zh) | 一种制备5n级氯化锶的方法 | |
CN109264758B (zh) | 一种制备6n级氯化锶的方法 | |
CN109319819B (zh) | 一种制备6n级硝酸锶的工艺 | |
CN107400788B (zh) | 红土镍矿湿法冶炼中沉淀镍钴的方法 | |
CN111057848A (zh) | 一种溶剂萃取从含锂溶液中提取锂的方法 | |
CN110776040B (zh) | 一种稀土萃取分离钙皂化废水制备4n级氯化钙的方法 | |
CN109292807B (zh) | 一种制备5n级硝酸锶的方法 | |
CN109231251B (zh) | 一种直接制备4n级氯化锶的方法 | |
JP6337708B2 (ja) | ニッケルスラッジからのニッケルの分離方法 | |
CN109485082B (zh) | 一种直接制备4n级硝酸锶的工艺 | |
CN110668479B (zh) | 一种制备5n级硫酸镁溶液的方法 | |
CN111039315B (zh) | 一种制备5n级氯化钙溶液的方法 | |
CN110790296B (zh) | 一种制备5n级硝酸钙溶液的方法 | |
CN110885092B (zh) | 一种制备6n级硫酸镁溶液的方法 | |
CN110642276B (zh) | 一种制备6n级氯化镁溶液的方法 | |
CN110697743B (zh) | 一种制备4n级硫酸镁的方法 | |
CN111204781B (zh) | 一种制备6n级硝酸镁溶液的方法 | |
CN110627096B (zh) | 一种制备5n级氯化镁溶液的方法 | |
CN110787485B (zh) | 一种制备6n级氯化钙溶液的方法 | |
CN110921690B (zh) | 一种制备5n级硝酸镁溶液的方法 | |
CN110668478B (zh) | 一种制备4n级氯化镁的方法 | |
CN114702057B (zh) | 一种分馏萃取分离流程制备6n级氯化钕的方法 | |
CN114774691B (zh) | 一种萃取分离制备6n级氯化铽的方法 | |
CN110697742B (zh) | 一种制备4n级硝酸镁溶液的方法 | |
CN110668484B (zh) | 一种制备4n级硝酸钙溶液的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20201030 Termination date: 20211126 |
|
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |