r>[0030]其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量发1.165607，归一化洗涤量於0.565551。萃取量:稀土料液进料量:洗涤量=1.165607: I: 0.565551 (稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.744535，洗涤段萃取比为2.061012。
[0031]5)反萃段
以负载铈的有机相为待反萃原料，以3 M盐酸为反萃剂，流比0/A=21.74: 1，6级逆流反萃将负载于有机相的铈反萃至水相。反萃段出口有机相为再生P204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0.3913M盐酸的钟溶液，钟的浓度为0.8695 M，全部转入萃酸段。
[0032]6)萃酸段萃酸有机相为N235和C6?C9混合醇的煤油溶液，N235的体积百分比浓度为20%，混合醇的体积百分比浓度为5%。流比0/A=2: 1，2级逆流萃取除去含有0.3913 M盐酸的铈溶液中的盐酸。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0.8695 M铈溶液，其pH值为4 ；48.52%铈溶液用作稀土分馏萃取的洗涤液，其余51.48%铈溶液为产品。
[0033]7)稀土产品
获得2种稀土产品:从分馏萃取体系第I级萃取槽萃余水相中获得镧产品，镧的相对纯度为99。999% ;从萃酸段的萃余水相中获得铈的产品，铈的相对纯度为99.99%。
[0034]8)分离效果对比
与现有稀土分馏萃取工艺相比较，本发明的碱性试剂(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34.73% ;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降24.94% ；萃取槽级数减少6级，下降22.22%。
[0035]实施例3:
满载分馏萃取分离镨和钕
I)稀土料液
以氯化镨钕水溶液为料液，稀土料液中稀土浓度为0.8 M，pH值为2。以稀土元素计，镨的摩尔分数为0.30，钕的摩尔分数为0.70。
[0036]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% ;以镨皂化有机相形式加入分馏萃取体系，皂化度为45%。
[0037]3)洗涤液
洗涤液为钕的水溶液，从萃酸段出口水相获得；洗涤液中稀土浓度为0.3509 M, pH值为3。
[0038]4)分馏萃取体系
分馏萃取体系由56级萃取槽构成，其中萃取段的级数为23级，洗涤段的级数为33级。镨皂化有机相从第I级萃取槽进入分馏萃取体系；镨钕稀土料液从第23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I级萃取槽平衡水相为镨的水溶液，93.97%的镨液转入稀土皂化段，其余6.03%镨液为产品；第56级萃取槽平衡有机相为负载钕的有机相，全部转入反萃段。
[0039]其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量发4.613654，归一化洗涤量於3.909572。萃取量:稀土料液进料量:洗涤量=4.613654: I: 3.909572 (稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.939726，洗涤段萃取比为1.180092。
[0040]5)反萃段
以负载钕的有机相为待反萃原料，以2 M盐酸为反萃剂，流比0/A=7.797: 1，6级逆流反萃将负载于有机相的钕反萃至水相。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0.9474 M盐酸的钕溶液，钕的浓度为0.3474 M，全部转入萃酸段。
[0041]6)萃酸段
萃酸有机相为N235和C6?C9混合醇磺化煤油溶液，N235的体积百分比浓度为25%，混合醇的体积百分比浓度为10%。流比0/A=3: 1，2级逆流萃取除去含有0.9474 M盐酸的钕溶液中的盐酸。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0.3474 M钕溶液，其pH值为3 ；84.74%钕溶液用作稀土分馏萃取的洗涤液，其余15.26%钕溶液为产品。
[0042]7)稀土产品
获得2种稀土产品:从分馏萃取体系第I级萃取槽萃余水相中获得镨产品，镨的相对纯度为99%，镨的收率为97.65% ;从萃酸段的萃余水相中获得钕的产品，钕的相对纯度为99%，钕的收率为99.57%。
[0043]8)分离效果对比
与现有稀土分馏萃取工艺相比较，本发明的碱性试剂(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61.79% ;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降27.41% ；萃取槽级数减少22级，下降28.21%。
[0044]实施例4:
满载分馏萃取分离镱和镥
I)稀土料液
以氯化镱镥水溶液为料液，稀土料液中稀土浓度为0.3 M，pH值为I。以稀土元素计，镱的摩尔分数为0.85，镥的摩尔分数为0.15。
[0045]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% ;以镱皂化有机相形式加入分馏萃取体系，皂化度为30%。
[0046]3)洗涤液
洗涤液为镥的水溶液，从萃酸段出口水相获得；洗涤液中稀土浓度为0.8250 M, pH值为I。
[0047]4)分馏萃取体系
分馏萃取体系由44级萃取槽构成，其中萃取段的级数为22级，洗涤段的级数为22级。镱皂化有机相从第I级萃取槽进入分馏萃取体系；镱镥稀土料液从第22级萃取槽进入分馏萃取体系；洗涤液从第44级萃取槽进入分馏萃取体系。第I级萃取槽平衡水相为镱的水溶液，79.77%的镱液转入稀土皂化段，其余20.23%镱液为产品；第44级萃取槽平衡有机相为负载镥的有机相，全部转入反萃段。
[0048]其他萃取工艺参数如下:归一化萃取量发3.378854，归一化洗涤量於3.235997。萃取量:稀土料液进料量:洗涤量=3.378854: I: 3.235997 (稀土离子摩尔比)。萃取段萃取比为0.797653，洗涤段萃取比为1.044146。
[0049]5)反萃段
以负载镥的有机相为待反萃原料，以5 M盐酸为反萃剂，流比0/A=18.52: 1，12级逆流反萃将负载于有机相的钕反萃至水相。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2.500 M盐酸的镥溶液，镥的浓度为0.8250 M,全部转入萃酸段。
[0050]6)萃酸段
萃酸有机相为N235和C6?C9混合醇煤油溶液，N235的体积百分比浓度为40%，C6?C9混合醇的体积百分比浓度为20%。流比0/A=5: 1，4级逆流萃取除去含有2.500 M盐酸的镥溶液中的盐酸。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0.8250 M镥溶液，其pH值为I ;95.77%镥溶液用作稀土分馏萃取的洗涤液，其余
4.23%镥溶液为产品。
[0051]7)稀土产品
获得2种稀土产品:从分馏萃取体系第I级萃取槽萃余水相中获得镱产品，镱的相对纯度为99%，镱的收率为99.83% ;从萃酸段的萃余水相中获得镥的产品，镥的相对纯度为99%，镥的收率为94.28%ο
[0052]8)分离效果对比
与现有稀土分馏萃取工艺相比较，本发明的碱性试剂(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58.19% ;盐酸(洗涤用酸和反萃用酸)的消耗量下降16.38% ；萃取槽级数减少38级，下降46.34%。
【主权项】
1.满载分馏萃取分离稀土的工艺方法，其特征在于:以氯化混合稀土为原料、P507或P204为稀土萃取剂；在稀土分馏萃取分离工艺中，设有以叔胺N235为萃酸剂的萃酸段，C6?C 9混合醇为N235有机相的调节剂；通过萃酸段的去酸作用实现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 以氯化混合稀土水溶液为料液，稀土浓度为0.3 M?1.5 M，pH值为I?5 ; 2)稀土萃取有机相 稀土萃取有机相为P507或P204的煤油或磺化煤油溶液，P507或P204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%?45% ； 3)洗涤液 洗涤液为易萃稀土组分的水溶液，从萃酸段出口水相获得；洗涤液中稀土浓度为0.35M?0.87 M，pH值为I?4 ; 4)分馏萃取体系 分馏萃取体系由萃取段和洗涤段构成；难萃稀土皂化有机相从第I级萃取槽进入分馏萃取体系；稀土料液从萃取段与洗涤段的交界级进入分馏萃取体系；洗涤液从最后I级萃取槽进入分馏萃取体系；第I级萃取槽平衡水相为难萃稀土组分的水溶液，58%?94%该溶液转入稀土皂化段，其余6%?42%则为难萃稀土组分产品；最后I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3 M?5 M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C6?C9混合醇的煤油或磺化煤油溶液，N235的体积百分比浓度为20%?40%，混合醇的体积百分比浓度为5%?30% ;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，40%?96%该溶液用作稀土分馏萃取的洗涤液，其余4%?60%则为易萃稀土组分的产品； 7)稀土产品 获得2种稀土产品:从分馏萃取体系第I级萃取槽萃余水相中获得难萃稀土组分的产品；从萃酸段的萃余水相中获得易萃稀土组分的产品。
【专利摘要】满载分馏萃取分离稀土的工艺方法， 是以P507或P204为稀土萃取剂；在分馏萃取分离工艺中设有以N235为萃酸剂、混合醇为N235有机相调节剂的萃酸段；以pH值1～4的易萃稀土组分溶液为洗涤液；通过萃酸段中N235的萃酸作用，从而消除氢离子洗涤的副作用，既保证了稀土分离系数不会降低，又保证了分馏萃取体系中萃取剂的萃取量为满载。与现有分馏萃取分离工艺相比，能大幅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34%～62%，盐酸的消耗量下降16%～29%；稀土萃取分离工艺过程的废水排放量大幅减少，稀土分离的绿色化程度大幅提高；萃取槽级数减少22%～46%，稀土萃取分离工艺的总投资下降；分离成本显著下降。
【IPC分类】C22B59-00, C22B3-40
【公开号】CN104532022
【申请号】CN201410832766
【发明人】钟学明
【申请人】南昌航空大学
【公开日】2015年4月22日
【申请日】2014年12月29日