CN115927883A - 一种铍元素分离回收的方法 - Google Patents

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程浩
王桂硕
张承天
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刘忠臣
刘康
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李春风
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Abstract

本发明属于冶金技术领域，具体涉及一种铍元素分离回收的方法。本发明提供的铍元素分离回收的方法，包括以下步骤：将含铍矿石进行浸铍处理，得到含铍浸出液；调节含铍浸出液的pH值为2～4后利用滤池进行过滤，得到萃原液；萃原液中固含量为5mg/L以下；滤池中填料包括石英砂、锰砂和石榴石中的一种或多种，滤池中填料的厚度为0.7～1.5m；对萃原液进行离心萃取，得到铍负载有机相；离心萃取用萃取液包括10～30％萃取剂，5～20％调整剂，50～85％稀释剂；离心萃取的级数为3～4级，利用pH值调节剂调节相邻两级离心萃取水相的pH值为2.7～3.3；将铍负载有机相依次进行洗涤、反萃取、铍沉淀和煅烧，得到氧化铍。

Description

一种铍元素分离回收的方法
技术领域
本发明属于冶金技术领域，具体涉及一种铍元素分离回收的方法。
背景技术
金属铍是一种密度小、刚度大、热容量高，同时具有优异加工性能的金属，是原子能、火箭、导弹、航空航天、高端装备制造不可缺少的功能材料、结构材料。目前，获得工业应用氧化铍的生产方法主要有氟化法和硫酸法。其中，氟化法适合于处理含氟高的铍矿石；硫酸法要求矿石中氟铍比小于10％。目前氟化法和硫酸法处理氧化铍含量为6％～11％的高品位铍矿石具有较高的铍得率，但是随着高品位铍矿石的减少需要开发从低品位铍矿石获得铍的制备方法。
例如中国专利CN 103818937 A提出了一种生产氧化铍的方法，包括采用磷类萃取剂萃取、铍负载有机相洗涤、铍反萃取、铍沉淀、煅烧等步骤，实现了从品位较低矿石或含铍废液中回收铍。但是该方法对铍的回收率较低，并且该专利公开的方法还主要处于实验室阶段，未涉及工程化如何具体实施。
发明内容
有鉴于此，本发明提供了一种铍元素分离回收的方法，利用本发明提供的制备方法能够高效的回收低品位铍矿石中铍。
为了解决上述技术问题，本发明提供了一种铍元素分离回收的方法，包括以下步骤：
将含铍矿石进行浸铍处理，得到含铍浸出液；
调节所述含铍浸出液的pH值为2～4后利用滤池进行过滤，得到萃原液；所述萃原液中固含量为5mg/L以下；所述滤池中填料包括石英砂、锰砂和石榴石中的一种或多种，所述滤池中填料的厚度为0.7～1.5m；
对所述萃原液进行离心萃取，得到铍负载有机相；以质量百分含量计，所述离心萃取用萃取液包括10～30％萃取剂，5～20％调整剂，50～85％稀释剂；离心萃取的级数为3～4级，利用pH值调节剂调节相邻两级离心萃取水相的pH值为2.7～3.3；
将所述铍负载有机相依次进行洗涤、反萃取、铍沉淀和煅烧，得到氧化铍。
优选的，所述填料的平均粒径为0.5～1.2mm。
优选的，所述过滤前还包括，将所述填料进行预处理，所述预处理包括以下步骤：
将填料在硫酸溶液中浸泡后，进行漂洗；
所述硫酸溶液的质量浓度为10～100g/L；所述浸泡的时间为1～2天；所述漂洗的次数为3～4次。
优选的，所述萃原液为水相，所述萃取液为有机相；所述有机相和水相的流量比为1～5:1～5；所述水相和有机相的接触时间为1～2min。
优选的，所述离心萃取在离心萃取器中进行，所述离心萃取器包括上悬式离心萃取器或环隙式离心萃取器；
所述离心萃取器的转速为2000～3000r/min。
优选的，所述萃取剂包括二(2-乙基己基)磷酸、二(1-甲基己基)磷酸、单十二烷基磷酸或单(2-乙基己基)磷酸。
优选的，所述调整剂包括异辛醇、异癸醇和磷酸三丁酯中的一种或多种。
优选的，所述稀释剂包括磺化煤油或200#溶剂油。
优选的，所述pH值调节剂包括氢氧化钠溶液或氨水。
优选的，所述煅烧的温度为950～1100℃，所述煅烧的时间为80～100min。
本发明提供了一种铍元素分离回收的方法，包括以下步骤：将含铍矿石进行浸铍处理，得到含铍浸出液；调节所述含铍浸出液的pH值为2～4后利用滤池进行过滤，得到萃原液；所述萃原液中固含量为5mg/L以下；所述滤池中填料包括石英砂、锰砂和石榴石中的一种或多种，所述滤池中填料的厚度为0.7～1.5m；对所述萃原液进行离心萃取，得到铍负载有机相；以质量百分含量计，所述离心萃取用萃取液包括10～30％萃取剂，5～20％调整剂，50～85％稀释剂；离心萃取的级数为3～4级，利用pH值调节剂调节相邻两级离心萃取水相的pH值为2.7～3.3；将所述铍负载有机相依次进行洗涤、反萃取、铍沉淀和煅烧，得到氧化铍。本发明采用以石英砂、锰砂或石榴石作为填料的滤池进行过滤，通过限定滤池中填料的厚度，将萃原液中固含量降低值5mg/L以下，利于后续离心萃取的进行。本发明在离心萃取过程中调控水相pH值保持水相pH值为2.7～3.3，使离心萃取过程中水相的pH值保持稳定，在保证铍高效离心萃取的同时，避免了溶液酸度变化生成沉淀，进而实现了铍的高效萃取回收。
附图说明
图1为铍元素分离回收方法的流程示意图；
图2为进行滤池过滤的流程示意图；
图3为以四级离心萃取为例进行离心萃取的流程示意图。
具体实施方式
本发明提供了一种铍元素分离回收的方法，包括以下步骤：
将含铍矿石进行浸铍处理，得到含铍浸出液；
调节所述含铍浸出液的pH值为2～4后利用滤池进行过滤，得到萃原液；所述萃原液中固含量为5mg/L以下；所述滤池中填料包括石英砂、锰砂和石榴石中的一种或多种，所述滤池中填料的厚度为0.7～1.5m；
对所述萃原液进行离心萃取，分别得到萃余液和铍负载有机相；以质量百分含量计，所述离心萃取用萃取液包括10～30％萃取剂，5～20％调整剂，50～85％稀释剂；离心萃取的级数为3～4级，利用pH值调节剂调节相邻两级离心萃取水相的pH值为2.7～3.3；
将所述铍负载有机相依次进行洗涤、反萃取、铍沉淀和煅烧，得到氧化铍。
将含铍矿石进行浸铍处理，得到含铍浸出液。在本发明中，所述含铍矿石的品位优选为0.5～6％，更优选为2～5％。在本发明中，所述浸铍处理优选包括水浸或硫酸浸。在本发明中，所述水浸优选包括：将含铍矿石与硫酸混合后进行焙烧；将焙烧后含铍矿石和水混合后过滤，得到含铍浸出液。在本发明中，所述硫酸优选为浓硫酸，所述浓硫酸的质量浓度优选为92～98％。在本发明中，所述含铍矿石和硫酸的质量比优选为1:0.75～1.5，更优选为1:0.8～1。本发明对所述含铍矿石与硫酸混合的方式无特殊要求，只要能够混合均匀即可。在本发明中，所述焙烧的温度优选为150～300℃，更优选为180～280℃；所述焙烧的时间优选为0.5～8h，更优选为3～6h。
在本发明中，所述焙烧后含铍矿石和水的质量比为1:0.8～10，更优选为1:2～8。在本发明中，所述焙烧后含铍矿石和水混合的时间优选为1～6h，更优选为2～4h。在本发明中，所述焙烧后含铍矿石和水混合优选伴随搅拌。本发明对所述搅拌无特殊要求，只要能够使矿石和水充分混合即可。
在本发明中，所述过滤用装置优选为压滤机、真空过滤机或浓密机，更优选为压滤机。
在本发明中，所述硫酸浸优选包括以下步骤：将含铍矿石熔炼后进行水淬；将水淬后产物和硫酸溶液混合后过滤，得到含铍浸出液。在本发明中，所述熔炼的温度优选为1400～1700℃，更优选为1400～1500℃；所述熔炼的时间优选为1～3h，更优选为1.5～2h。本发明对所述水淬无特殊要求，采用本领域常规的方式即可。在本发明中，所述硫酸溶液的质量浓度优选为5～20wt％，更优选为6～15wt％；所述水淬后产物和硫酸溶液的质量比优选为1:0.8～10，更优选为1:2～8。在本发明中，所述水淬后产物和硫酸溶液混合的时间优选为1～4h，更优选为2～2.5h。在本发明中，所述水淬后产物和硫酸溶液混合优选伴随搅拌。本发明对所述搅拌无特殊要求，只要能够使水淬后产物和硫酸溶液充分混合即可。在本发明中，所述过滤用装置优选为压滤机、真空过滤机或浓密机，更优选为压滤机。
在本发明中，所述含铍浸出液中包括氧化铍、铁元素和铝元素；所述浸出液中氧化铍的质量浓度优选为2～15g/L，更优选为4～10g/L；所述浸出液中铁元素的质量浓度优选为1～20g/L，更优选为5～10g/L；浸出液中铝元素的质量浓度优选为0.2～5g/L，更优选为1～2g/L。在本发明中，所述含铍浸出液的pH值优选为0.4～2。
得到含铍浸出液后，本发明调节所述含铍浸出液的pH值为2～4后利用滤池进行过滤，得到萃原液。本发明优选利用氢氧化钠、氨水或碳酸钠调节含铍浸出液的pH值，本发明对氢氧化钠、氨水或碳酸钠的用量无特殊限定，只要能够达到所需的pH值即可。
在本发明中，所述滤池中填料包括石英砂、锰砂和石榴石中的一种或多种，优选为石英砂和锰砂。在本发明中，当填料包括两种以上上述具体物质时，本发明对具体物质的配比无特殊限定，采用任意配比即可。在本发明中，所述填料的平均粒径优选为0.5～1.2mm，更优选为0.8～1mm；所述滤池中填料的厚度为0.7～1.5m，优选为1～1.3m。本发明通过填料拦截或吸附含铍浸出液中固体离子，降低含铍浸出液的固含量；本发明通过限定填料的平均粒径和厚度能够除去含铍浸出液中大部分固体离子，满足离心萃取对萃原液中固含量的要求。
在本发明中，所述过滤前优选还包括，将所述填料进行预处理，所述预处理优选包括以下步骤：
将填料在硫酸溶液中浸泡后，进行漂洗。
在本发明中，所述硫酸溶液的质量浓度优选为10～100g/L，更优选为20～80g/L；所述浸泡的时间优选为1～2天，更优选为1.3～1.5天。在本发明中，所述漂洗用溶剂优选为水；所述漂洗的次数优选为3～4次，更优选为4次。在本发明中，最后一次漂洗后洗出液的pH优选大于4，更优选为4.2～5。本发明对所述填料进行预处理能够减少填料中杂质，避免填料中杂质对铍产品的质量产生不良影响。
在本发明中，所述萃原液中固含量为5mg/L以下，优选为3～5mg/L。在本发明中，所述过滤优选为一级过滤或二级过滤；所述二级过滤为将含铍浸出液调节pH值后进行两次过滤。在本发明中，当含铍浸出液中固含量小于100mg/L时采用一级过滤；当含铍浸出液中固含量为100mg/L以上或一级过滤得到的滤液中固含量大于5mg/L时采用二级过滤。
在本发明中，所述过滤过程中，滤液流量优选为7～9m3/(m2·h)，更优选为7.5～8.5m3/(m2·h)。
得到萃原液后，本发明对所述萃原液进行离心萃取，得到铍负载有机相。以质量百分含量计，所述离心萃取用萃取液包括10～30％萃取剂，优选为20～30％；所述萃取剂优选包括二(2-乙基己基)磷酸、二(1-甲基己基)磷酸、单十二烷基磷酸或单(2-乙基己基)磷酸，更优选为二(2-乙基己基)磷酸。
以质量百分含量计，所述离心萃取用萃取液包括5～20％调整剂，优选为10～15％；所述调整剂优选包括异辛醇、异癸醇和磷酸三丁酯(TBP)中的一种或多种，更优选为异辛醇和/或异癸醇，更进一步优选为异辛醇。在本发明中当调整剂为异辛醇和异癸醇时，所述异辛醇和异癸醇的质量比为3:2。
以质量百分含量计，所述离心萃取用萃取液包括50～85％稀释剂，优选为60～80％；所述稀释剂优选包括磺化煤油或200#溶剂油，更优选为磺化煤油。
本发明优选将萃取剂、调整剂和稀释剂混合，得到萃取液。本发明优选在搅拌的条件下混合，所述搅拌的转速优选为100～500r/min，更优选为150～300r/min；所述搅拌的时间优选为0.5～1h，更优选为0.6～0.8h。
本发明优选以萃原液为水相，萃取液为有机相进行离心萃取；所述有机相和水相的流量比(O/A)优选为1～5:1～5，更优选为1:2～4，更进一步优选为1；2.2。在本发明中，所述离心萃取优选为逆流离心萃取，所述水相和有机相的接触时间优选为1～2min，更优选为1.5～2min。
在本发明中，所述离心萃取优选在离心萃取器中进行，所述离心萃取器优选包括上悬式离心萃取器或环隙式离心萃取器；所述离心萃取器的转速优选为2000～3000r/min，更优选为2500～2800r/min。本发明优选将多个离心萃取器串联实现多级离心萃取。在本发明中，所述离心萃取的级数为3～4级，优选为4级。
本发明利用pH值调节剂调节相邻两级离心萃取水相的pH值为2.5～3.3，优选为3。在本发明中，所述pH值调节剂优选包括氢氧化钠溶液或氨水，更优选为氢氧化钠溶液。在本发明中，所述氢氧化钠溶液的质量浓度优选为5～30％，更优选为10～20％；所述氨水的质量浓度优选为5～25％，更优选为8～15％。本发明优选在离心萃取器水相出口设置pH值监测系统，根据监测系统检测得到的pH值计算pH值调节剂的添加量，精确控制水相pH值。
由于离心萃取过程是萃取剂中的质子与水相中金属铍的交换过程，随着铍元素进入有机相，萃取剂中质子同时进入水相，水相的pH值降低不利于铍的高效萃取。本发明在离心萃取过程中调节水相pH值，使水相pH值保持在离心萃取所需pH值最佳范围内利于提高离心萃取效率，从而提高铍的回收率。
在本发明中，所述铍负载有机相中铍的质量浓度优选为2.8～3.6g/L，更优选为3～3.5g/L；所述离心萃取得到的萃余液中铍的质量浓度优选为10mg/L以下。在本发明中，所述萃余液可返回浸出液也可作为废水进行处理。
在本发明中，所述离心萃取强化了水相和有机相之间的传质和分相，且不存在两相短路、返混等现象，使铍萃取效率显著提高。
得到铍负载有机相后，本发明将所述铍负载有机相依次进行洗涤、反萃取、铍沉淀和煅烧，得到氧化铍。在本发明中，所述洗涤用溶剂优选为草酸溶液；所述草酸溶液的质量浓度优选为4～10％，更优选为5～8％。在本发明中，所述洗涤优选为逆流离心洗涤；所述逆流离心洗涤的级数优选为2～5级，更优选为3～4级；所述铍负载有机相和草酸的流量比优选为5～10:1，更优选为6～8:1。
本发明优选将洗涤后的铍负载有机相进行反萃取；所述反萃取用有机相优选为碳酸铵溶液；所述碳酸铵溶液的质量浓度优选为100～300g/L，更优选为150～250g/L。在本发明中，所述反萃取的相比(O/A)优选为1～4:1，更优选为1.5～3:1。在本发明中，所述反萃取优选为逆流离心反萃取；所述逆流离心反萃取的级数优选为3～5级，更优选为4级。在本发明中，所述反萃取得到的含铍反萃取液中铍离子的质量浓度优选为8～10g/L。
本发明优选将反萃取后有机相作为离心萃取的有机相进行循环利用。
反萃取后，本发明优选将含铍反萃取液和EDTA混合进行铍沉淀，得到碱式碳酸铍。在本发明中，所述含铍反萃取液和EDTA质量比优选为1000：5～15，更优选为1000:8～12。在本发明中，所述铍沉淀的温度优选为90～100℃，更优选为93～98℃；所述铍沉淀的时间优选为30～60min，更优选为40～50min。
在本发明中，所述铍沉淀后优选还包括：将铍沉淀后体系进行固液分离，得到碱式碳酸铍。本发明对所述固液分离无特殊限定，采用本领域常规的方式即可。
本发明将碱式碳酸铍进行煅烧；所述煅烧的温度优选为950～1100℃，更优选为1000～1050℃；所述煅烧的时间优选为80～100min，更优选为85～95min。在本发明中，所述碳酸铍经过煅烧得到氧化铍。
本发明提供的方法解决了萃原液中悬浮固体含量高、萃取过程生成沉淀物的技术难题，使其满足了铍离心萃取工程化条件；通过采用离心萃取技术提高了铍元素萃取分离效率和效果，实现了铍的高效回收。
图1为铍元素分离回收方法的流程示意图，具体为将含铍浸出液进行pH值调节后进行滤池过滤，将过滤得到的滤液进行离心萃取，将离心萃取得到的铍负载有机相进行洗涤后进行反萃取，将反萃取得到的含铍反萃取液进行沉淀，将沉淀固体进行煅烧，得到氧化铍。
图2为进行滤池过滤的示意图，将含铍浸出液调节pH值后进行一级过滤或两级过滤后得到萃原液，将萃原液储存于储槽中。
图3为以四级离心萃取为例进行离心萃取的示意图，其中1-1为第一级离心萃取器水相进口，1-2为第一级离心萃取器水相出口，1-3为第一级离心萃取器有机相进口，1-4为第一级离心萃取器有机相出口，2-1为第二级离心萃取器水相进口，2-2为第二级离心萃取器水相出口，2-3为第二级离心萃取器有机相进口，2-4为第二级离心萃取器有机相出口，3-1为第三级离心萃取器水相进口，3-2为第三级离心萃取器水相出口，3-3为第三级离心萃取器有机相进口，3-4为第三级离心萃取器有机相出口，4-1为第四级离心萃取器水相进口，4-2为第四级离心萃取器水相出口，4-3为第四级离心萃取器有机相进口，4-4为第四级离心萃取器有机相出口；分别在第一级离心萃取器水相出口、第二级离心萃取器水相出口、第三级离心萃取器水相出口和第四级离心萃取器水相出口设置pH值监测系统，通过运算系统与pH值调节剂储槽信号连接；萃原液储槽通过第一输送泵与第一级离心萃取器水相进口连接，铍负载有机相储槽与第一级离心萃取器有机相出口连接，萃余液储槽与第四级离心萃取器水相出口连接，有机相储槽通过第二输送泵与第四级离心萃取器有机相进口连接。
为了进一步说明本发明，下面结合实施例对本发明提供的技术方案进行详细地描述，但不能将它们理解为对本发明保护范围的限定。
实施例1
将氧化铍品位为2.2％的含铍矿石与质量浓度为98％的浓硫酸按照矿酸质量比为1:0.8混合后在180℃下焙烧4h；将硫酸化焙烧后矿石和水按照固液比为1:4.5混合(伴随搅拌)2h后利用压滤机进行过滤，得到含铍浸出液，含铍浸出液中BeO的质量浓度为4.6g/L，Fe的质量浓度9.2g/L，Al的质量浓度1.6g/L，H+的质量浓度为0.2mol/L；
利用NaOH调节含铍浸出液的pH值为2.5后利用以质量比为7：3的石英砂和锰砂作为填料的滤池进行两级过滤；滤池中石英砂平均粒径为1mm，锰砂的平均粒径为1mm，石英砂和锰砂的总厚度为1.0m，过滤前分别将石英砂和锰砂用100g/L硫酸溶液浸泡2d后用清水漂洗(第四次漂洗后洗液的pH值为4.2)4；滤液以9m3/(m2·h)流量流至萃原液储槽备用，萃原液中悬浮固含量为5mg/L；
以质量百分含量计，将25％二(2-乙基己基)磷酸、10％异辛醇和65％磺化煤油在转速为150r/min的条件下搅拌1h，得到萃取液，作为有机相；按照图3所示结构将萃原液和萃取液进行四级逆流离心萃取；离心萃取器为上悬式离心萃取器，转速为2800r/min，有机相和水相的流量比O/A为1:2.2，两相接触时间为2min，在第一级、第二级、第三级离心萃取器水相出口管分别设置pH在线监测系统和pH值调节剂加入口；根据监测系统监测得到的数据控制质量浓度为10％的NaOH溶液的加入量(氢氧化钠的总质量和有机相的体积比为120g:1L，第一级离心分离器水相出口处氢氧化钠加入量为氢氧化钠总质量的80％，第二级离心分离器水相出口处氢氧化钠加入量为氢氧化钠总质量的18％，第三级离心分离器水相出口处氢氧化钠加入量为氢氧化钠总质量的2％)保证进入各级离心萃取器中的水相的pH值为3.0±0.3，离心萃取后萃余液中铍浓度为9mg/L，铍负载有机相中铍浓度为3.6g/L，铍萃取回收率为99.5％；
利用质量浓度为6％的草酸溶液对铍负载有机相进行4级逆流离心洗涤(铍负载有机相和草酸的流量比为7:1)后利用质量浓度为200g/L的碳酸铵溶液进行4级逆流离心反萃取，反萃取的相比(O/A)为3:1，反萃取得到的铍反萃取液中铍离子的质量浓度为10g/L；将铍反萃取液和EDTA按照1000：6的配比在100℃混合50min，固液分离得到碱式碳酸铍；将碱式碳酸铍于1000℃下煅烧90min得到氧化铍。
实施例2
将氧化铍品位为6％的含铍矿石在1500℃熔炼1.5h，水淬；按水淬产物和质量浓度为15％的硫酸溶液按照固液质量比1:4.8混合(伴随搅拌)2.5h后利用压滤机进行过滤，得到含铍浸出液，含铍浸出液中BeO的质量浓度为12g/L，Fe的质量浓度10.6g/L，Al的质量浓度3.6g/L，H+的质量浓度为0.4mol/L；
利用NaOH调节含铍浸出液的pH值为1.8后利用石英砂滤池进行一级过滤；石英砂滤池中石英砂平均粒径为1mm，石英砂厚度为1.5m，过滤前将石英砂用50g/L硫酸溶液浸泡2d后用清水漂洗(第三次漂洗后洗液的pH值为5.0)4；滤液以8.6m3/(m2·h)流量流至萃原液储槽备用，萃原液中悬浮固含量为4.6mg/L；
以质量百分含量计，将30％二(2-乙基己基)磷酸萃取剂、6％异辛醇、4％异癸醇和60％磺化煤油在转速为280rpm的条件下搅拌0.5h，得到萃取液，作为有机相；按照图3所示结构将萃原液和萃取液进行四级逆流离心萃取；离心萃取器为上悬式离心萃取器，转速为2900r/min，有机相和水相的流量比O/A为1.5:1，两相接触时间为1.8min，在第一级、第二级、第三级离心萃取器水相出口管分别设置pH在线监测系统和pH值调节剂加入口；根据监测系统监测得到的数据控制质量浓度为20％的NaOH溶液的加入量(氢氧化钠的总质量和有机相的体积比为90g:1L，第一级离心分离器水相出口处氢氧化钠加入量为氢氧化钠总质量的85％，第二级离心分离器水相出口处氢氧化钠加入量为氢氧化钠总质量的12％，第三级离心分离器水相出口处氢氧化钠加入量为氢氧化钠总质量的3％)保证进入各级离心萃取器中的水相的pH值为2.8±0.3，铍萃取回收率为99.8％；
利用质量浓度为6％的草酸溶液对铍负载有机相进行4级逆流离心洗涤(铍负载有机相和草酸的流量比为6:1)后利用质量浓度为250g/L的碳酸铵溶液进行4级逆流离心反萃取，反萃取的相比(O/A)为2:1，反萃取得到的铍反萃取液中氧化铍的质量浓度为15g/L；将铍反萃取液和EDTA按照1000：15的配比在100℃混合50min，固液分离得到碱式碳酸铍；将碱式碳酸铍于1000℃下煅烧90min得到氧化铍。
实施例3
将氧化铍品位为1.6％的含铍矿石与质量浓度为95％的浓硫酸按照矿酸质量比为1:0.75混合后在250℃下焙烧6h；将硫酸化焙烧后矿石和水按照固液比为1:3混合(伴随搅拌)2.5h后利用压滤机进行过滤，得到含铍浸出液，含铍浸出液中BeO的质量浓度为2.5g/L，Fe的质量浓度6.5g/L，Al的质量浓度0.8g/L，H+的质量浓度为0.3mol/L；
利用NaOH调节含铍浸出液的pH值为2.35后利用石英砂滤池进行两级过滤；石英砂滤池中石英砂平均粒径为1.2mm，石英砂厚度为0.85m，过滤前将石英砂用60g/L硫酸溶液浸泡2d后用清水漂洗(第三次漂洗后洗液的pH值为6.0)4；滤液以8.8m3/(m2·h)流量流至萃原液储槽备用，萃原液中悬浮固含量为4.8mg/L；
以质量百分含量计，将15％二(2-乙基己基)磷酸萃取剂、30％TBP和55％磺化煤油在转速为260rpm的条件下搅拌1.5h，得到萃取液，作为有机相；按照图3所示结构将萃原液和萃取液进行四级逆流离心萃取；离心萃取器为上悬式离心萃取器，转速为2850r/min，有机相和水相的流量比O/A为1:3.5，两相接触时间为1.6min，在第一级、第二级、第三级离心萃取器水相出口管分别设置pH在线监测系统和pH值调节剂加入口；根据监测系统监测得到的数据控制质量浓度为20％的氨水溶液的加入量(浓氨水的总质量和有机相的体积比为85g:1L，第一级离心分离器水相出口处浓氨水加入量为浓氨水总质量的75％，第二级离心分离器水相出口处浓氨水加入量为浓氨水总质量的20％，第三级离心分离器水相出口处浓氨水加入量为浓氨水总质量的5％)保证进入各级离心萃取器中的水相的pH值为3.1±0.3，铍萃取回收率为97.3％；
利用质量浓度为8％的草酸溶液对铍负载有机相进行4级逆流离心洗涤(铍负载有机相和草酸的流量比为8:1)后利用质量浓度为150g/L的碳酸铵溶液进行4级逆流离心反萃取，反萃取的相比(O/A)为1.2:1，反萃取得到的铍反萃取液中氧化铍质量浓度为9.8g/L；将铍反萃取液和EDTA按照1000：5的配比在100℃混合50min，固液分离得到碱式碳酸铍；将碱式碳酸铍于1000℃下煅烧90min得到氧化铍。
对比例1
将氧化铍品位为2.2％的含铍矿石与浓硫酸按照矿酸比1:0.8混合，在180℃下反应4h；硫酸化焙烧后矿石用清水搅拌浸出2h后利用压滤机进行过滤，得到含铍浸出液，含铍浸出液中BeO的质量浓度为4.6g/L，Fe的质量浓度9.2g/L，Al的质量浓度1.6g/L，H+的质量浓度为0.2mol/L；利用NaOH调节含铍浸出液的pH值为2.5，得到含铍原液。
用30％二(2-乙基己基)磷酸萃取剂、10％异辛醇和60％磺化煤油配制得到铍萃取有机相；在混合澄清器中进行铍6级逆流萃取，含铍溶液和有机相按体积比1:4，两相混合接触时间要达到15min，混合相在澄清槽分相时间达20min，分相速度也很慢；在分相界面处产生大量泡状三相物，影响萃取级效率，萃取槽级效率仅达到70％。由于氢离子和铍离子交换导致溶液pH降低至1.5，导致平衡时铍萃取率仅达到96.2％。
同样在混合澄清槽中，利用质量浓度为6％的草酸溶液对铍负载有机相进行4级逆流洗涤后利用质量浓度为200g/L的碳酸铵溶液进行4级逆流反萃取，反萃取的相比(O/A)为3:1，反萃取得到的铍反萃取液中铍离子的质量浓度为10g/L；将铍反萃取液和EDTA按照EDTA与铍离子的质量比0.8％的配比在100℃混合30min，固液分离得到碱式碳酸铍；将碱式碳酸铍于1000℃下煅烧90min得到氧化铍。
按照萃原液浓度和平衡后各萃取级溶液中铍浓度数据，经计算得到实施例1～3和对比例1的铍萃取级效率和铍萃取率，其结果列于表1中。
表1实施例1～3和对比例1的铍萃取级效率和铍萃取率
实施例 铍萃取级效率(％) 铍萃取率(％)
实施例1 92.5 99.5％
实施例2 93.2 99.8％
实施例3 91.8 97.3％
对比例1 72.5 96.2％
本发明提供的方法解决了萃原液中悬浮固体含量高、萃取过程生成化学沉淀物的技术难题，使其满足铍离心萃取工程化条件，提高了铍元素萃取分离效率和效果，实现了低品位铍矿石浸出液中铍的高效回收。与现有技术相比，本发明使铍萃取两相接触时间缩短至1～2min、铍萃取级效率提高26％以上、铍萃取率提高1.1～3.7％。
尽管上述实施例对本发明做出了详尽的描述，但它仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部实施例，人们还可以根据本实施例在不经创造性前提下获得其他实施例，这些实施例都属于本发明保护范围。

Claims (10)

1.一种铍元素分离回收的方法，包括以下步骤：
将含铍矿石进行浸铍处理，得到含铍浸出液；
调节所述含铍浸出液的pH值为2～4后利用滤池进行过滤，得到萃原液；所述萃原液中固含量为5mg/L以下；所述滤池中填料包括石英砂、锰砂和石榴石中的一种或多种，所述滤池中填料的厚度为0.7～1.5m；
对所述萃原液进行离心萃取，得到铍负载有机相；以质量百分含量计，所述离心萃取用萃取液包括10～30％萃取剂，5～20％调整剂，50～85％稀释剂；离心萃取的级数为3～4级，利用pH值调节剂调节相邻两级离心萃取水相的pH值为2.7～3.3；
将所述铍负载有机相依次进行洗涤、反萃取、铍沉淀和煅烧，得到氧化铍。
2.根据权利要求1所述方法，其特征在于，所述填料的平均粒径为0.5～1.2mm。
3.根据权利要求1或2所述方法，其特征在于，所述过滤前还包括，将所述填料进行预处理，所述预处理包括以下步骤：
将填料在硫酸溶液中浸泡后，进行漂洗；
所述硫酸溶液的质量浓度为10～100g/L；所述浸泡的时间为1～2天；所述漂洗的次数为3～4次。
4.根据权利要求1所述方法，其特征在于，所述萃原液为水相，所述萃取液为有机相；所述有机相和水相的流量比为1～5:1～5；所述水相和有机相的接触时间为1～2min。
5.根据权利要求1或4所述方法，其特征在于，所述离心萃取在离心萃取器中进行，所述离心萃取器包括上悬式离心萃取器或环隙式离心萃取器；
所述离心萃取器的转速为2000～3000r/min。
6.根据权利要求1所述方法，其特征在于，所述萃取剂包括二(2-乙基己基)磷酸、二(1-甲基己基)磷酸、单十二烷基磷酸或单(2-乙基己基)磷酸。
7.根据权利要求1或6所述方法，其特征在于，所述调整剂包括异辛醇、异癸醇和磷酸三丁酯中的一种或多种。
8.根据权利要求1或6所述方法，其特征在于，所述稀释剂包括磺化煤油或200#溶剂油。
9.根据权利要求1所述方法，其特征在于，所述pH值调节剂包括氢氧化钠溶液或氨水。
10.根据权利要求1所述方法，其特征在于，所述煅烧的温度为950～1100℃，所述煅烧的时间为80～100min。
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