WO2013143271A1 - 一种稀土元素的萃取分离方法 - Google Patents

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extraction
iii
heptane
solution
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陈继
郭琳
沈璐
邓岳锋
兰景波
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中国科学院长春应用化学研究所
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Definitions

  • the present invention is in the field of extraction technology, and more particularly, relates to a method for extracting and separating rare earth elements.
  • Rare earth elements include lanthanides with an atomic number of 57 to 71 and lanthanum with an atomic number of 39. Due to their unique physical and chemical properties, rare earth elements are often used as additives in metallurgy, glass, and chemical industries. , nuclear industry, electronics, agriculture and medicine, and various functional materials. Solvent extraction and separation method is the main method for separating and purifying rare earth elements in rare earth industrial production at home and abroad, and is also the main method for separating high-purity rare earth compounds. It has the advantages of large processing capacity, fast reaction speed and good separation effect. In recent years, the efficient clean separation of rare earths has become the research direction of rare earth separation. In 2011, China issued the “Rare Earth Industrial Pollutant Emission Standards”, which required the greener and more efficient separation of rare earths.
  • the separation process between single rare earths is mainly realized by a process of separating rare earth by grouping agent P507 (2-ethylhexylphosphonic acid mono(2-ethylhexyl) ester) (Li Deqian et al., phosphonate liquid solution - Liquid extraction for the separation of rare earth elements. 1985, CN85102244.).
  • grouping agent P507 (2-ethylhexylphosphonic acid mono(2-ethylhexyl) ester)
  • the separation coefficient of P507 for heavy rare earth is small, and in the process of extraction and separation, there is a problem that the stripping acidity is high, the stripping is not thorough, and the extraction equilibrium time is long.
  • the acid phosphine extractant Cyanex272 bis(2,4,4-tridecylpentyl)phosphinic acid can be used to separate the rare earth to improve the separation factor.
  • Cyanex272 system extractant is expensive, and the reagents and equipment are expensive.
  • the quality of the liquid is high, the separation system is easy to emulsify, and the production process is difficult to control. Liao Chunsheng et al. (Extraction and separation of high purity cerium oxide.
  • acidic organic phosphonic acid such as P507, bis-(2-ethylhexyl)phosphoric acid (P204), etc., or organic carboxylic acid, for example, naphthenic acid, CA-12, etc.
  • P507 bis-(2-ethylhexyl)phosphoric acid (P204), etc.
  • organic carboxylic acid for example, naphthenic acid, CA-12, etc.
  • the sub-exchanger needs to strengthen the extraction of rare earth ions by saponification (ammonia soap, sodium soap, magnesium or rare earth soap, etc.), in addition to introducing corresponding metal ions such as ammonia or sodium or magnesium to produce corresponding ammonia nitrogen or salinization.
  • Contamination also requires the consumption of high concentrations of acid and alkali to complete a series of processes of extraction, washing and stripping.
  • P204 is easy to produce emulsification when the acidity of the feed liquid is low, and it is difficult to carry out the counter-extraction of the medium-heavy rare earth, the residual acid of the stripping solution is high, and the consumption of s-base is large (Chinese patent ZL85102210).
  • the Chinese patent document CN100352954C reports a process for extracting and separating heavy rare earth elements by adding a modifier, which separates a single rare earth with a P507 plus alcohol system, which may result in a long-term operation due to the difference in solubility of each component of the mixed system.
  • the composition of the extractant changes, which affects the extraction effect of the system.
  • the present inventors considered to provide a method for extracting and separating rare earth elements, which does not require saponification and has a high separation factor for rare earth elements.
  • the technical problem to be solved by the present invention is to provide a method for extracting and separating rare earth elements, which does not require saponification and has a high separation coefficient for rare earth elements.
  • the present invention provides a method for extracting and separating rare earth elements, comprising the following steps:
  • the extraction temperature is 20 to 50 °C.
  • a NaN0 3 solution having a concentration of 0.2 to 1.5 mol/L is further included as a salting-out agent.
  • the extracting the rare earth element in the rare earth nitrate aqueous solution into the n-heptane is specifically: mixing the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant, the salting-out agent and the rare earth nitrate aqueous solution to the rare earth nitric acid
  • the rare earth element in the brine solution is extracted into n-heptane, and the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2- Ethylhexyl) ester trialkyl decyl ammonium.
  • the concentration of the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is 0.03 to 0.1 moH.
  • the concentration of the rare earth nitrate aqueous solution is 7 to 9 x 1 (T 4 mol/L.
  • the pH of the rare earth nitrate aqueous solution is controlled to be 1 to 4.
  • the method further includes:
  • the rare earth element extracted into n-heptane is back extracted with a nitric acid solution.
  • the concentration of the nitric acid solution is 0.04 to 0.50 mol/L.
  • the rare earth element is one or more of La, Ce, Pr, Nd, Sm, Eu, Gd, Tb, Dy, Ho, Er, Tm, Yb, Lu and Y.
  • the invention also provides a method for extracting and separating rare earth elements, comprising the following steps:
  • the extraction temperature is 20 to 50 °C.
  • a NaCl solution having a concentration of 0.2 to 1.5 mol/L is further included as a salting-out agent.
  • the extracting the rare earth element in the rare earth chloride aqueous solution into the n-heptane is specifically: mixing the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant, the salting-out agent and the rare earth chloride aqueous solution to form the rare earth chlorine
  • the rare earth element in the aqueous solution of the compound is extracted into n-heptane, and the quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent is 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2- Ethylhexyl) ester trialkyl decyl ammonium.
  • the concentration of the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is 0.01 to 0.08 mol/L.
  • the concentration of the rare earth chloride aqueous solution is 7 to 11 X l (T 4 mol/L.
  • the pH of the aqueous solution of the rare earth chloride is controlled to be 1 to 5.
  • the method further includes:
  • the rare earth element extracted into n-heptane is back-extracted with a hydrochloric acid solution.
  • the concentration of the hydrochloric acid solution is 0.03 to 0.20 mol/L.
  • the rare earth element is one or more of La, Ce, Pr, Nd, Sm, Eu, Gd, Tb, Dy, Ho, Er, Tm, Yb, Lu and Y.
  • the invention also provides a method for extracting and separating rare earth elements, comprising the following steps: using 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium as an extracting agent, and n-heptane as a dilute The rare earth element in the rare earth sulfate aqueous solution is extracted into n-heptane.
  • the extraction temperature is 25 to 50 °C.
  • the Na 2 SO 4 solution having a concentration of 0.1 to 1 mol/L is used as a salting-out agent.
  • the extracting the rare earth element in the rare earth sulfate aqueous solution into the n-heptane is specifically: mixing the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent, the salting-out agent and the rare earth sulfate aqueous solution, and the rare earth sulfuric acid
  • the rare earth element in the brine solution is extracted into n-heptane, and the quaternary ammonium salt ionic liquid is 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium.
  • the concentration of the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is
  • the concentration of the rare earth sulfate aqueous solution is 7 ⁇ 9 x 10" 4 mol/L.
  • the pH of the aqueous solution of the rare earth sulphate is controlled to be 1 to 7.
  • the method further includes:
  • the rare earth element extracted into n-heptane is subjected to back extraction using a sulfuric acid solution.
  • the concentration of the sulfuric acid solution is 0.01 ⁇ 0. lmol / L.
  • the rare earth element is one or more of La, Ce, Pr, Nd, Sm, Eu, Gd, Tb, Dy, Ho, Er, Tm, Yb, Lu and Y.
  • the invention provides a method for extracting and separating rare earth elements in a nitric acid system, comprising the following steps:
  • 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium ([A336] [P507]) or phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester trialkyl decyl ammonium ([A336] [P204]) is an extractant, and the rare earth element in the rare earth nitrate aqueous solution is extracted into n-heptane.
  • quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium and phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester triane
  • the cations and anions in the guanidinium ammonium react with the rare earth ions to form a neutral complex molecule.
  • the cations and anions in the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant have internal synergistic effects and competitive effects in the process of extracting soil elements. , thereby increasing the separation factor for rare earth elements.
  • the extraction and separation method provided by the invention has good interface phenomenon during the extraction process, no emulsification, no need to saponify the extractant, and has a high separation coefficient for rare earth elements, especially for heavy rare earths.
  • this The method for extracting and separating rare earth elements provided by the invention has low extraction acidity, low stripping acidity and low acid consumption.
  • the invention provides a method for extracting and separating rare earth elements in a hydrochloric acid system, comprising the following steps:
  • 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium ([A336] [P507]) or phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester trialkyl decyl ammonium ([A336] [P204]) is an extractant, and the rare earth element in the rare earth chloride aqueous solution is extracted into n-heptane.
  • quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium and phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester triane
  • the cations and anions in the guanidinium ammonium react with the rare earth ions to form a neutral complex molecule, and the cations and anions in the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant have an internal synergistic effect in the process of extracting the soil element, thereby improving the The separation factor for rare earth elements.
  • the extraction and separation method provided by the invention has good interface phenomenon during the extraction process, no emulsification, no need to saponify the extractant, and has a high separation coefficient for rare earth elements, especially for several light rare earth elements.
  • the extraction and separation method of the rare earth element provided by the invention has low extraction acidity, low strip acidity and low acid consumption.
  • the invention provides a method for extracting and separating rare earth elements in a sulfuric acid system, comprising the following steps: extracting 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkylsulfonium ammonium ([A336][P507]) The rare earth element in the rare earth sulfate aqueous solution is extracted into n-heptane.
  • the cations and anions in the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant react with the rare earth ions to form a neutral
  • the complex molecules and the cations and anions in the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant have an internal synergistic effect in the process of extracting rare earth elements. Thereby increasing the separation factor for rare earth elements. Therefore, the extraction separation method provided by the invention has good interface phenomenon during the extraction process, no emulsification, and no saponification of the extractant.
  • the extraction and separation method of the rare earth element provided by the invention has low extraction acidity, low strip acidity and low acid consumption.
  • Fig. 1 is a dot diagram showing the solution equilibrium H value and the rare earth ion extraction distribution ratio when [A336][P507] provided as an extractant in Examples 13 to 27 of the present invention;
  • Figure 3 is a graph showing the concentration of a salting-out agent and a rare earth extraction rate when [A336][P507] as an extractant according to Examples 43 to 45 of the present invention
  • Figure 4 is a graphene concentration of [A336][P204] as an extractant according to Examples 46 to 48 of the present invention. And the rare earth extraction rate curve;
  • FIG. 6 is a graph showing the concentration of HN0 3 solution and the stripping rate of supported rare earth ions when [A336][P204] provided as an extractant according to Examples 52 to 54 of the present invention;
  • Figure 8 is a dot diagram of the solution equilibrium pH value and the rare earth ion extraction distribution ratio of [A336][P204] as an extractant according to Examples 113 to 127 of the present invention
  • Figure 9 is a graph showing the concentration of a salting-out agent and a rare earth distribution ratio when [A336][P507] provided as an extractant according to Examples 128 to 130 of the present invention.
  • Figure 10 is a graph showing the concentration of a salting-out agent and a rare earth distribution ratio when [A336][P204] as an extractant according to Examples 131 to 133 of the present invention.
  • Figure 11 is a graph showing the concentration of HC1 solution and the stripping rate of supported rare earth ions when [A336][P507] provided as an extractant according to Examples 134 to 137 of the present invention
  • Figure 12 is a graph showing the concentration of HC1 solution and the stripping rate of supported rare earth ions when [A336][P204] provided as an extractant according to Examples 138 to 141 of the present invention
  • Figure 13 is a graph showing the effect of NaCl concentration on the extraction rate provided in Example 143 of the present invention.
  • Figure 14 is a graph showing the relationship between the equilibrium pH value of the solution and the rare earth ion extraction distribution ratio when [A336][P507] provided as an extractant according to Examples 146 to 160 of the present invention;
  • Figure 15 is a graph showing the concentration of a salting-out agent Na 2 SO 4 and a rare earth ion extraction rate when [A336] [P507] provided as an extractant according to Examples 161 to 164 of the present invention;
  • Figure 16 is a graph showing the NaCl concentration of the salting-out agent and the rare earth ion extraction rate when [A336][P507] as an extractant according to Example 165 of the present invention.
  • Figure 17 is a graph showing the concentration of H 2 SO 4 solution and the stripping rate of supported rare earth ions when [A336] [P507] provided as an extractant according to Examples 166 to 168 of the present invention.
  • the invention provides a method for extracting and separating rare earth elements, using 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester trialkyl hydrazine
  • the ammonium is an extractant for extracting rare earth elements in hydrochloric acid, nitric acid and sulfuric acid systems.
  • the invention discloses a method for extracting and separating rare earth elements, comprising the following steps: 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester
  • the trialkyl decyl ammonium is an extractant, and the rare earth element in the rare earth nitrate aqueous solution is extracted into n-heptane using n-heptane as a dilute agent.
  • the present invention uses a quaternary ammonium salt ionic liquid extractant, 2-ethylhexylphosphine S, 2-ethylhexyl ester, trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2-ethylhexyl).
  • the ester trialkyl decyl ammonium is an extractant, and the cations and anions in the extractants [A336] [P507] and [A336] [P204] react with the rare earth ions to form a neutral complex molecule.
  • the cations and anions in the extractant [A336][P507] or [A336][P204] have internal synergistic effects and competitive effects in the process of extracting different rare earth ions. Due to the internal synergy and competition of anions and cations, Thereby, the separation coefficient of the rare earth element is increased, especially the separation coefficient of the heavy rare earth is increased.
  • the preparation method of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant of the present invention is not particularly limited, and can be produced by a method well known to those skilled in the art.
  • the present invention separately synthesizes 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium ([A336][P507]) and the technical scheme provided in Chinese Patent Application No. 200910217922.7 and Di(2-ethylhexyl) phosphotium trialkyl decyl ammonium ([A336][P204]).
  • 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium ([A336][P507]) is preferably prepared as follows: Weigh 112.36 g of quaternary ammonium chloride 336 dissolved in 500 mL of distilled In the isopropanol, completely dissolve it; add 6.39 g of sodium metal in a plastic bottle, add 125 mL of distilled isopropanol, and react at room temperature for 3 hours to prepare sodium alkoxide; mix the above solution at 50 After stirring for 4 hours at °C, [A336][OR] was prepared; the obtained solution was centrifuged at 8000 rpm for 10 minutes to remove the sodium chloride precipitate; 500 ml of deionized water was added to the filtrate, and shaken for 30 minutes to prepare for hydrolysis [ A336][OH]; Take 172 mL of [A336][OH] solution at a concentration of
  • the preparation method of di(2-ethylhexyl) phosphotium trialkyl decyl ammonium ([A336][P204]) is specifically as follows: After preparing [A336][OH] according to the above method, the concentration is 0.111. 192 mL of [A336][OH] solution of mol/L, adding 8.057g of P204 (the molar ratio of [A336][OH] to P204 is 1.1:1), and the solution was stirred under reflux at 50 ° C for 12 hours. After the solution was allowed to stand for phase separation, the lower phase was discarded, and the upper phase was spun out of isopropanol and water at 80 ° C, 20 mbar to obtain [A336] [P204].
  • the rare earth element in the rare earth nitrate aqueous solution is extracted into n-heptane, specifically: mixing the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant, the salting-out agent and the rare earth nitrate aqueous solution to
  • the rare earth element in the aqueous nitrate solution is extracted into n-heptane
  • the quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent is 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2) -ethylhexyl) ester trialkyl decyl ammonium.
  • the n-heptane solution, the salting-out agent and the rare earth nitrate aqueous solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent preferably further comprise: oscillating at a constant temperature of 25' e , preferably shaking for 1 hour, determining the aqueous phase The concentration of the rare earth element in the middle, and then the extraction rate and distribution ratio of the rare earth element are calculated.
  • the present invention preferably further comprises a NaN0 3 solution having a concentration of 0.2 to 1.5 mol/L as a salting-out agent, and the concentration of the NaNO ⁇ solution is preferably 0.5 to 1.2 mol/L, more preferably 0.6 to 1.0. Mol/L.
  • concentration is less than 0.2 mol/L, the extraction rate of rare earth ions is very low, which is difficult to detect and calculate.
  • concentration is more than 1.5 mol/L, the rare earth ions are completely extracted, which is also difficult to detect and calculate.
  • the extraction temperature will have a certain effect on the extraction and separation results of rare earth elements. The extraction temperature is too high or too low, which is not conducive to the extraction and separation of rare earth elements.
  • the extraction temperature employed in the present invention is preferably 20 to 50 ° C, more preferably 20 to 30 ° C.
  • concentration of the n-heptane solution of the above quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is preferably 0.03 to 0.1 mol/L, more preferably 0.03 to 0.08 mol/L, still more preferably 0.05 mol/L.
  • the rare earth element in the rare earth nitrate aqueous solution of the present invention is not particularly limited, and may be a single rare earth element or a plurality of rare earth elements well known to those skilled in the art.
  • the rare earth element is La, Ce, Pr, One or more of Nd, Sm, Eu, Gd, Tb, Dy, Ho, Er, Tm, Yb, Lu, and Y.
  • the concentration of the rare earth nitrate aqueous solution is preferably 7 to 9 x 1 (T 4 mol/L, more preferably 7 to 8 x 1 (T 4 mo l/L, most preferably 7.5 x 1 (T 4 mo l/L).
  • the present invention preferably further comprises: back-extracting the rare earth element extracted into n-heptane using a nitric acid solution.
  • the concentration of the nitric acid solution is from 0.04 to 0.50 mol/L, more preferably from 0.1 to 0.3 mol/L. When the concentration is less than 0.04 mol/L, some are thin The soil ion stripping rate is relatively low and difficult to detect and calculate.
  • the rare earth element in the raffinate or stripping solution obtained by the present invention is preferably determined by arsenazo(III) colorimetry.
  • the calculation formula of the extraction ratio distribution ratio CD) and the separation factor is as follows:
  • V org is the volume of the aqueous and organic phases, respectively.
  • the present invention uses [A336][P507] or [A336][P204] as an extractant, and n-heptane is used as a dilute agent for the separation of rare earths in a nitric acid system, and has the following characteristics: low extraction acidity, The stripping acidity is low, the acid consumption is low; the interface phenomenon is good without emulsification; the extracting agent does not need to be saponified, no need to add other auxiliaries, cost saving and high separation coefficient for rare earth, especially for heavy rare earth.
  • the invention provides a method for extracting and separating rare earth elements in a hydrochloric acid system, comprising the following steps: 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2-ethyl
  • the hexyl) ester trialkyl decyl ammonium is an extractant, and the rare earth element in the rare earth chloride aqueous solution is extracted into n-heptane using n-heptane as a diluent.
  • the present invention uses a quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent, 2-ethylhexylphosphine.
  • Acid mono 2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium ( [A336] [P507] ) or phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester trialkyl decyl ammonium ( [A336] [P204] ) for extraction
  • the separation of a single rare earth in a hydrochloric acid system can avoid the saponification process and the compositional changes of long-term operation.
  • the process has low acidity and high separation factor for rare earth elements.
  • the inventors have found that the extraction and separation of rare earth ions by the extractant is affected by the anion of the system. ( ⁇ , C ⁇ or S0 4 2 — ) Because these anions form different extracts between the rare earth ions and the extractant during the extraction process, and because of the different anions, the optimum pH for the combination of the rare earth ions and the extractant occurs. Variety.
  • the [A336][P507] has the structure shown in Formula I;
  • [A336][P204] has the structure shown in Formula II
  • the present invention separately synthesizes 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester trialkyl decyl ammonium and phosphonic acid di(2-ethylhexyl) ester according to the technical scheme provided in Chinese Patent Application No. 201210120559.9 Trialkyl decyl ammonium.
  • 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkylsulfonium ammonium [A336][P507]
  • the preparation method of di(2-ethylhexyl) phosphinate trialkyl decyl ammonium ([A336][P204]) is specifically: after preparing [A336][OH] according to the above method, 0.08 mol of P204 Joined 0. lmol[A336][OH], stirred at room temperature for 1 hour, the upper ionic liquid organic phase was taken, washed three times with deionized water, and then the solvent ethanol was distilled off under reduced pressure, and the product was vacuum dried to obtain [ ⁇ 336][ ⁇ 204] .
  • the rare earth element in the rare earth chloride aqueous solution is extracted into n-heptane, specifically: mixing the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extractant, the salting-out agent and the rare earth chloride aqueous solution to
  • the rare earth element in the aqueous chloride solution is extracted into n-heptane
  • the quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent is 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium or phosphonic acid di(2) -ethylhexyl) ester trialkyl decyl ammonium.
  • the method further comprises: oscillating at a constant temperature of 25 ° C, preferably shaking for 1 hour, determining the aqueous phase The concentration of the rare earth element in the middle, and then the extraction rate and distribution ratio of the rare earth element are calculated.
  • the present invention preferably further comprises a salting-out agent having a concentration of 0.2 to 1.5 mol/L, and the concentration of the NaCl is preferably 0.5 to 1.2 mol/L, more preferably 0.6 to 1.0 mol/L.
  • concentration is less than 0.2 mol/L, the extraction rate of rare earth ions is very low, which is difficult to detect and calculate.
  • concentration is more than 1.5 mol/L, the rare earth ions are completely extracted, which is also difficult to detect and calculate.
  • the extraction temperature will have a certain effect on the extraction and separation of rare earth elements. The extraction temperature is too high or too low, which is not conducive to the extraction and separation of rare earth elements.
  • the extraction temperature employed in the present invention is preferably 20 to 50 ° C, more preferably 20 to 30 ° C.
  • concentration of the n-heptane solution of the above quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is preferably 0.01 to 0.08 mol/L, more preferably 0.03 to 0.06 mol/L, still more preferably 0.05 mol/L.
  • the rare earth element in the aqueous solution of the rare earth chloride is not particularly limited, and may be a single rare earth element or a plurality of rare earth elements well known to those skilled in the art.
  • the rare earth element is La, Ce, Pr, One or more of Nd, Sm, Eu, Gd, Tb, Dy, Ho, Er, Tm, Yb, Lu, and Y.
  • the concentration of the rare earth chloride aqueous solution is preferably 7 to 11 x 1 (T 4 mol/L, more preferably 7 to 8 x 1 (T 4 mo l/L, most preferably 7.5 x 1 (T 4 mo l/L).
  • the present invention preferably further comprises: back-extracting the rare earth element extracted into n-heptane using a hydrochloric acid solution.
  • the hydrochloric acid solution has a concentration of 0.03 to 0.20 mol/L, more preferably 0.1 to 0.2 mol/L. When the concentration is less than 0.03 mol/L, some rare earth ions have a low stripping rate and are difficult to detect and calculate.
  • the rare earth element in the raffinate or stripping solution obtained by the present invention is preferably determined by arsenazo(III) colorimetry. Calculation formula of extraction ratio distribution ratio CD) and separation coefficient as follows:
  • V org is the volume of the aqueous and organic phases, respectively.
  • the invention adopts [A336][P507] or [A336][P204] as an extracting agent, and n-heptane as a diluent, which is applied to the separation of rare earth in a hydrochloric acid system, and has the following characteristics: low extraction acidity, consumption Less acid; good interface phenomenon without emulsification; extractant does not need to be saponified, no need to add other additives, cost saving and high separation factor for rare earth.
  • the invention provides a method for extracting and separating rare earth elements in a sulfuric acid system, comprising the steps of: 2-ethylhexylphosphonic acid mono 2-ethylhexyl trialkyl ammonium sulfonate, n-heptane as a diluent, The rare earth element in the rare earth sulfate aqueous solution is extracted into n-heptane.
  • the present invention uses a quaternary ammonium salt ionic liquid extractant, 2-ethylhexylphosphonic acid.
  • 2-Ethylhexyl trialkyl decyl ammonium [A336][P507] is an extractant, which has low acidity in the sulfuric acid system and a high separation factor for rare earth elements.
  • the [A336][P507] has the structure shown in Formula I;
  • 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium it is preferred to prepare 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium by itself.
  • 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkylsulfonium ammonium ([A336][P507] ) is preferably prepared as follows:
  • the rare earth element in the rare earth sulfate aqueous solution is extracted into n-heptane, specifically: mixing the n-heptane solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent, the salting-out agent and the rare earth sulfate aqueous solution to
  • the rare earth element in the aqueous solution of the sulphate is extracted into n-heptane, which is 2-ethylhexylphosphonic acid mono-2-ethylhexyl trialkyl decyl ammonium.
  • the n-heptane solution, the salting-out agent and the rare earth sulfate aqueous solution of the quaternary ammonium salt ionic liquid extracting agent preferably further comprise: oscillating at a constant temperature of 25 ° C, preferably shaking for 1 hour, determining the aqueous phase The concentration of the rare earth element in the middle, and then the extraction rate and distribution ratio of the rare earth element are calculated.
  • the present invention further preferably comprises a concentration of 0.1 ⁇ lmol / L of Na 2 S0 4 as the salting-out agent, the concentration of the Na 2 S0 4 is preferably 0.3 ⁇ 0.9mol / L, more preferably 0.5 ⁇ 0.7 Mol/L.
  • concentration is less than 0.1 mol/L, the rare earth ion extraction rate is very low, which is difficult to detect and calculate.
  • concentration is greater than 1.0 mol/L, the rare earth ions are completely extracted, which is also difficult to detect and calculate.
  • the extraction temperature will have a certain effect on the extraction and separation results of rare earth elements. The extraction temperature is too high or too low, which is not conducive to the extraction and separation of rare earth elements.
  • the extraction temperature employed in the present invention is preferably 25 to 50 ° C, more preferably 25 to 30 ° C.
  • concentration of the n-heptane solution of the above quaternary ammonium salt ionic liquid extractant is preferably 0.02 to 0.08 mol/L, more preferably 0.03 to 0.06 mol/L, still more preferably 0.05 mol/L.
  • the rare earth element in the salt solution of the rare earth salt is not particularly limited, and may be a single rare earth element or a plurality of rare earth elements well known to those skilled in the art, and the rare earth element is La, Ce, One or more of Pr, Nd, Sm, Eu, Gd, Tb, Dy, Ho, Er, Tm, Yb, Lu, and Y. Further, the concentration of the rare earth sulphate aqueous solution is preferably 7 to 9 x 1 (T 4 mol/L, more preferably 7 to 8 x 1 (T 4 mo l/L, most preferably 7.5 x 1 (T 4 mo l /L.
  • the present invention preferably further comprises: back-extracting the rare earth element extracted into n-heptane using a sulfuric acid solution.
  • the concentration of the sulfuric acid solution is 0.01 to 0.1 mol/L, more preferably 0.05 to 0.1 mol/L. When the concentration is less than 0.01 mol/L, some rare earth ions have a low stripping rate and are difficult to detect and calculate.
  • the rare earth element in the raffinate or stripping solution obtained by the present invention is preferably determined by arsenazo(III) colorimetry.
  • the calculation formula of the extraction ratio distribution ratio CD) and the separation factor is as follows:
  • c aq , 0 and c are the initial concentration and equilibrium concentration of the aqueous phase rare earth ions, respectively
  • v aq and v org are the volume of the aqueous phase and the organic phase, respectively.
  • the invention adopts [A336][P507] as an extracting agent and n-heptane as a diluent, and is applied to the separation of rare earth in a sulfuric acid system, and has the following characteristics: low extraction acidity and low acid consumption; good interface phenomenon Emulsification produces; the extractant does not need to be saponified, no need to add other additives, cost saving and high separation factor for rare earth.
  • the reaction was carried out for 3 hours to prepare sodium alkoxide; the above solution was mixed and stirred at 50 ° C for 4 hours to prepare [A336] [OR]; the obtained solution was centrifuged at 8000 rpm for 10 minutes to remove sodium chloride precipitate; Add 500 ml of deionized water, shake for 30 minutes, prepare for hydrolysis [A336][OH]; take 192mL of [A336][OH] solution with a concentration of 0.111mol/L, add 8.057g P204 ([A336][OH] and The molar ratio of P204 is 1.1: 1), the solution is stirred under reflux at 50 ° C for 12 hours, the resulting solution is allowed to stand for phase separation, the lower phase is discarded, and the upper phase is rotated at 80 ° C, 20 mbar. Isopropyl alcohol and water were obtained, and [A336][P204] was obtained.
  • Table 1 shows the separation factor between rare earth ions when [ ⁇ 336] [ ⁇ 507] is used as the extractant.
  • Tm 4.31 4.61 As can be seen from Table 1, the partition coefficient between the heavy rare earth ions is large, and therefore, the extraction separation method provided by the present invention has a high separation coefficient for heavy rare earths.
  • the extraction separation method provided by the present invention has a high separation coefficient for heavy rare earths.
  • the aqueous solution of La(III) is mixed, wherein the concentration of NaN0 3 in the aqueous solution is 1.0 mol/L, the concentration of La(III) is 7.5 ⁇ 10′ 4 mol/L, and the temperature is tempered at a constant temperature of 25 ° C for 1 h, respectively.
  • the aqueous phase balances the pH value and the corresponding La(III) concentration in the aqueous phase. Calculates the extraction ratio. When the solution balance pH is different, The extraction distribution ratio will change.
  • Fig. 1 is a dot plot of the solution equilibrium pH value and the rare earth ion extraction distribution ratio when [A336][P507] is used as an extractant. It can be seen from the figure that the equilibrium ratio of rare earth ions increases as the equilibrium pH increases. By measuring the equilibrium pH value, the equilibrium pH is in the range of 1 to 4, and the different rare earth ions can complete the extraction process, and the extraction acidity of the extractant is low.
  • Figure 2 is a dot plot of the solution equilibrium pH value and the rare earth ion extraction distribution ratio when [A336][P204] is used as an extractant. It can be seen from the figure that the equilibrium ratio of rare earth ions increases as the equilibrium pH increases. At the same time, by measuring the equilibrium pH value, the equilibrium pH value is in the range of 1 to 3. The different rare earth ions can complete the extraction process, and the extraction acidity of the extractant is low.
  • the aqueous solution of La(III) is mixed, wherein the concentration of NaN0 3 in the aqueous solution is 0.2 ⁇ 1.5 mol/L, and the concentration of La(III) is 7.5xl (T 4 mol/L, shaking at a constant temperature of 25' e for 1 h, respectively)
  • the concentration of La(III) in the aqueous phase after shaking at different concentrations of the salting-out agent.
  • the concentration of the salting-out agent is different, the extraction rate will change.
  • Extractant [A336] Separation factor for ruthenium ( ⁇ ) and other rare earth ions.
  • Extractant [ ⁇ 336] [ ⁇ 204] Separation coefficient of mixed heavy rare earth.
  • Tm(III), Yb(III), Lu (III) are respectively l.lxlO" 4 mol/L, 7.2x1 (T 4 mol/L and 1.3 xl (T 4 mol/L, after shaking for 1 h at a constant temperature of 25 °, the aqueous phase Tm(III) is determined.
  • the aqueous solution of La(III) is mixed, wherein the concentration of NaCl in the aqueous solution is 1.0 mol/L, the concentration of La(III) is 7.5 ⁇ 10 -4 mol/L, and the water phase is measured after shaking at a constant temperature of 25 ° C for 1 h.
  • the La(III) concentration is calculated, and the extraction ratio and distribution ratio of La(III) are calculated.
  • the extraction separation method provided by the present invention has a high separation coefficient for light rare earth.
  • the extraction ratio of Lu(III) and ⁇ ( ⁇ ) is the distribution ratio of different rare earth ions at different pH values.
  • Fig. 7 is a dot diagram of the solution equilibrium pH value and the rare earth ion extraction distribution ratio of [ ⁇ 336][ ⁇ 507] as an extractant. It can be seen from the figure that the equilibrium ratio of rare earth ions increases as the equilibrium pH increases. By measuring the equilibrium pH value, the equilibrium pH value is in the range of 1 to 5, and the different rare earth ions can complete the extraction process, and the extraction acidity of the extractant is low.
  • the aqueous solution of La(III) was mixed, wherein the concentration of NaCl in the aqueous solution was 1.0 mol/L, the concentration of La(III) was 7.5 ⁇ 10′ 4 mol/L, and the temperature was tempered at a constant temperature of 25 ° C for 1 h.
  • the phase equilibrium pH value and the corresponding La(III) concentration in the aqueous phase Calculate the extraction distribution ratio. When the solution equilibrium pH value is different, the extraction distribution ratio will change.
  • Figure 8 is a dot plot of the solution equilibrium pH value and the rare earth ion extraction distribution ratio when [A336][P204] is used as an extractant. It can be seen from the figure that the equilibrium ratio of rare earth ions increases as the equilibrium pH increases. At the same time, by measuring the equilibrium pH value, the equilibrium pH value is in the range of 1 to 5, and the different rare earth ions can complete the extraction process, and the extraction acidity of the extractant is low.
  • the aqueous solution of La(III) is mixed, wherein the concentration of NaCl in the aqueous solution is 0.2 ⁇ 1.5 mol/L, the concentration of La(III) is 7.5 ⁇ 10′ 4 mol/L, and the temperature is 25 ° C for 1 h, and the salt is determined separately.
  • the concentration of La(III) in the aqueous phase after shaking at different concentrations of the extractant. Calculating the distribution ratio When the concentration of the salting-out agent is different, the distribution ratio changes.
  • Extractant [A336] [P507] Separation coefficient for mixed rare earths.
  • a mixed solution containing La(III), Ce(III), Pr(III) and Nd(III) is prepared.
  • 1.0 mL of 0.05 mol/L [A336][P507]-heptane solution and 5.0 mL of mixed solution were mixed, and the NaCl concentration in the mixed solution was 1.0 mol/L, La(III), Ce(III), Pr( III), Nd(III) is 2.5x 10 -4 mol/L, 4.5 lO" 4 mol/L, 1.7 10" 4 mol/L ⁇ 2.1 10" 4 mol/L, respectively, at a constant temperature of 25 ° C
  • the concentrations of La(III), Ce(III), Pr(III) and Nd(III) in the aqueous phase were measured, and the extraction ratio and the separation coefficient ( ) between different rare earth ions were calculated.
  • Table 7 As can be seen from Table 7, in the mixed system, the separation coefficients
  • the extractant [A336][P507] is extracted from the mixed rare earth.
  • a sulfate mixed solution containing La(III), Ce(III), Pr(III), Nd(III), Y(III), Gd(III) and Yb(III) is disposed.
  • Potassium hydroxide (8.4g, 0.15mol) was dissolved in 42ml of ethanol, added dropwise to [C 25 H 54 N][C1] (40g, O.lmol), stirred at room temperature for 1 hour, and filtered to remove potassium chloride. Clarify [C 25 H 54 N] [OH] ionic liquid.
  • the aqueous solution of La(III) is mixed, wherein the concentration of Na 2 SO 4 in the aqueous solution is 1.0 mol/L, and the concentration of La(III) is 7.5xl0" 4 mol/L, oscillate for 0.5 h at a constant temperature of 25 ° C, and determine the equilibrium pH of the aqueous phase after shaking and the La(III) concentration in the corresponding aqueous phase. Calculate the extraction ratio. When the values are different, the extraction distribution ratio changes.
  • the extraction ratio of Y(III) is the distribution ratio of different rare earth ions at different pH values.
  • Figure 14 is a dot plot of the solution equilibrium pH value and the rare earth ion extraction distribution ratio when [A336][P507] is used as an extractant. It can be seen from the figure that the equilibrium ratio of rare earth ions increases as the equilibrium pH increases. By measuring the equilibrium pH value, the equilibrium pH is in the range of 1 to 7, and the different rare earth ions can complete the extraction process, and the extraction acidity of the extractant is low. The average separation coefficient of the rare earth element was calculated to be 1.36.
  • the aqueous solution of Pr(III) is mixed, wherein the concentration of Na 2 SO 4 in the aqueous solution is 0.1 to 1 mol/L, and the concentration of Pr (III) is 7.5 x 1 (T 4 mol/L, and the temperature is oscillated at a constant temperature of 25 ° C 0.5 h, Determine the concentration of Pr(III) in the aqueous phase after shaking at different concentrations of the salting-out agent. Calculate the extraction rate. When the concentration of the salting-out agent is different, the extraction rate will change.

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Abstract

一种稀土元素的萃取分离方法，由于季铵盐离子液体萃取剂即2—乙基己基膦酸单2—乙基己基酯三烷基甲基铵和膦酸二（2—乙基己基）酯三烷基甲基铵中的阳离子和阴离子均与稀土离子反应形成中性的配合物分子，而且，季铵盐离子液体萃取剂中的阳离子和阴离子在萃取土元素过程中存在内协同效应和竞争效应，从而提高了对稀土元素的分离系数。该稀土元素的萃取分离方法在萃取过程中界面现象良好，无乳化产生，无需将萃取剂皂化，对稀土元素具有较高的分离系数，尤其对重稀土具有高萃取分离效果。此外，该稀土元素的萃取分离方法萃取酸度低，反萃酸度低，耗酸少。

Description

一种稀土元素的萃取分离方法
本申请要求于 2012 年 3 月 31 日提交中国专利局、 申请号为 201210093082.X, 发明名称为 "稀土元素的萃取分离方法" 的中国专利申请的 优先权， 其全部内容通过引用结合在本申请中。
技术领域
本发明属于萃取技术领域， 更具体地说， 涉及一种稀土元素的萃取分离方 法。
背景技术
稀土元素包括原子序数为 57〜71的镧系元素及原子序数为 39的钇， 稀土 元素由于其独特的物理和化学性质，常选用其中的一种或几种作为添加剂应用 于冶金、 玻璃、 化工、 核工业、 电子业、 农业及医药以及各种功能材料中。 溶 剂萃取分离法是国内外稀土工业生产中分离提纯稀土元素的主要方法，也是分 离制备高纯稀土化合物的主要方法， 具有处理量大、反应速度快、 分离效果好 的优点。 近年来， 稀土的高效清洁分离已成为稀土分离的研究方向， 2011 年 我国出台了 《稀土工业污染物排放标准》要求稀土更绿色更高效的分离。
目前， 单一稀土之间的分离工艺主要由萃取剂 P507 ( 2-乙基己基膦酸单 ( 2-乙基己基） 酯）通过分组分离稀土的工艺来实现的 （李德谦等， 膦酸酯液 -液萃取分离稀土元素. 1985, CN85102244.)。 但是， P507对重稀土的分离系数 较小， 同时在萃取分离过程中， 存在反萃酸度高， 反萃不彻底， 萃取平衡时间 长的问题。 酸性膦类萃取剂 Cyanex272 (二 (2 ,4 ,4-三曱基戊基)次膦酸被用于 分离稀土时可以提高分离系数， 但是， Cyanex272体系萃取剂价格昂贵， 试剂 与设备投资大， 料液质量要求高， 分离体系易乳化， 且生产过程较难控制。 廖 春生等（萃取分离生产高纯氧化镥的工艺. 1998, CN1192479A.)采用皂化的 P507为萃取剂，添加 0.5〜20%的胺类萃取剂 N263在盐酸介质中采用一步法从 铥、镱、镥富集物或粗氧化镥中连续分离生产高纯氧化镥。该体系克服了 P507 萃取平衡时间长、反萃困难等缺点， 但是萃取剂组成随反应进行不断变化， 反 应较难控制， 该体系萃取时料液酸度为 0.1 mol/L。
在低酸条件下， 酸性有机膦酸， 例如 P507, 二 -(2-乙基己基)磷酸（P204 ) 等， 或有机羧酸， 例如， 环烷酸， CA-12等， 萃取稀土离子的过程是采用阳离 子交换机理， 需要通过皂化（氨皂， 钠皂， 镁或稀土自皂等）过程强化稀土离 子的萃取， 除引入相应的氨根或钠、 镁等金属离子， 产生相应的氨氮或盐碱化 污染， 还需要消耗高浓度的酸碱来完成萃取、 洗涤和反萃一系列过程。 而且 P204等在料液酸度低时易产生乳化， 而中重稀土反萃很困难， 反萃液余酸高， S炱碱消耗量大 (中国专利 ZL85102210 )。 尽管在高酸条件下 ( >2mol/L ), P507 和 P204等可以利用其分子中 P=0键在非皂化条件下提取稀土离子，但同样存 在酸碱消耗高， 萃取效率低的问题。
另外，中国专利文献 CN100352954C报道了一种添加改良剂的萃取分离重 稀土元素的工艺， 该工艺用 P507加醇的体系分离单一稀土， 由于混合体系各 组分的溶解度存在差异， 长期运行后会导致萃取剂组份变化， 影响体系的萃取 效果。 本发明人考虑， 提供一种稀土元素的萃取分离方法， 采用的萃取剂无需 皂化， 对稀土元素具有较高的分离系数。
发明内容
有鉴于此，本发明要解决的技术问题在于提供一种稀土元素的萃取分离方 法， 采用的萃取剂无需皂化， 对稀土元素具有较高的分离系数。
为了解决以上技术问题， 本发明提供一种稀土元素的萃取分离方法， 包括 以下步骤：
以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵为萃取剂， 以正庚烷为稀释剂， 将稀土硝酸盐水溶液中的稀土 元素萃取至正庚烷中。
优选的， 萃取温度为 20〜50°C。
优选的， 还包括以浓度为 0.2〜1.5mol/L的 NaN03溶液为盐析剂。
优选的， 所述将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体为： 将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和稀土硝酸盐水溶液混 合，将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中， 所述季铵盐离子液体 萃取剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己 基） 酯三烷基曱基铵。
优选的， 所述季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度为 0.03〜0.1 moH 优选的， 所述稀土硝酸盐水溶液的浓度为 7〜9xl(T4 mol/L。
优选的，将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后，控制稀土硝 酸盐水溶液的 pH值为 1〜4。
优选的， 还包括：
利用硝酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。
优选的， 所述硝酸溶液的浓度为 0.04〜0.50 mol/L。
优选的， 所述稀土元素为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y中的一种或几种。
本发明还提供了一种稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤：
以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵为萃取剂， 以正庚烷为稀释剂， 将稀土氯化物水溶液中的稀土 元素萃取至正庚烷中。
优选的， 萃取温度为 20〜50°C。
优选的， 还包括以浓度为 0.2〜1.5mol/L的 NaCl溶液为盐析剂。
优选的， 所述将稀土氯化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体为： 将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和稀土氯化物水溶液混 合，将稀土氯化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中， 所述季铵盐离子液体 萃取剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己 基） 酯三烷基曱基铵。
优选的， 所述季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度为 0.01〜0.08 mol/L。
优选的， 所述稀土氯化物水溶液的浓度为 7〜11 X l(T4 mol/L。
优选的，将稀土氯化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后，控制稀土氯 化物水溶液的 pH值为 1〜5。
优选的， 还包括：
利用盐酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。
优选的， 所述盐酸溶液的浓度为 0.03〜0.20 mol/L。
优选的， 所述稀土元素为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y中的一种或几种。 本发明还提供了一种稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤： 以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵为萃取剂， 以正庚烷为 稀译剂， 将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中。
优选的， 萃取温度为 25〜50°C。
优选的， 还包括以浓度为 0. l〜lmol/L的 Na2S04溶液为盐析剂。
优选的， 所述将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体为： 将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和稀土硫酸盐水溶液混 合，将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中， 所述的季铵盐离子液 体为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵。
优选的， 所述季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度为
0.02〜0.08mol/L.
优选的， 所述稀土硫酸盐水溶液的浓度为 7〜9 x 10"4mol/L.
优选的， 将稀土石克酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后，控制稀土石克 酸盐水溶液的 pH值为 1〜7。
优选的， 还包括：
利用硫酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。
优选的， 所用硫酸溶液的浓度为 0.01〜0. lmol/L。
优选的， 所述稀土元素为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y中的一种或几种。
本发明提供一种硝酸体系中稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤： 以
2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵 ([A336][P507])或膦酸二（2-乙基 己基） 酯三烷基曱基铵 ([A336][P204])为萃取剂， 将稀土硝酸盐水溶液中的稀 土元素萃取至正庚烷中。 与现有技术相比， 由于季铵盐离子液体萃取剂即 2- 乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵和膦酸二（2-乙基己基）酯三烷基 曱基铵中的阳离子和阴离子均与稀土离子反应形成中性的配合物分子， 而且， 季铵盐离子液体萃取剂中的阳离子和阴离子在萃取土元素过程中存在内协同 效应和竟争效应， 从而提高了对稀土元素的分离系数。 因此， 本发明提供的萃 取分离方法在萃取过程中界面现象良好， 无乳化产生， 无需将萃取剂皂化， 对 稀土元素具有较高的分离系数， 尤其对重稀土具有高萃取分离效果。 此外， 本 发明提供的稀土元素的萃取分离方法萃取酸度低， 反萃酸度低， 耗酸少。
本发明提供一种盐酸体系中稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤： 以
2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵 ([A336][P507])或膦酸二（2-乙基 己基） 酯三烷基曱基铵 ([A336][P204])为萃取剂， 将稀土氯化物水溶液中的稀 土元素萃取至正庚烷中。 与现有技术相比， 由于季铵盐离子液体萃取剂即 2- 乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵和膦酸二（2-乙基己基）酯三烷基 曱基铵中的阳离子和阴离子均与稀土离子反应形成中性的配合物分子， 而且， 季铵盐离子液体萃取剂中的阳离子和阴离子在萃取土元素过程中存在内协同 效应， 从而提高了对稀土元素的分离系数。 因此， 本发明提供的萃取分离方法 在萃取过程中界面现象良好， 无乳化产生， 无需将萃取剂皂化， 对稀土元素具 有较高的分离系数， 尤其对几种轻稀土元素具有高萃取分离效果。 此外， 本发 明提供的稀土元素的萃取分离方法萃取酸度低， 反萃酸度低， 耗酸少。
本发明提供一种硫酸体系中稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤： 以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵 ( [A336][P507] )为萃取剂,将稀 土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中。 与现有技术相比， 由于季铵盐 离子液体萃取剂即 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵中的阳离子 和阴离子均与稀土离子反应形成中性的配合物分子，而且季铵盐离子液体萃取 剂中的阳离子和阴离子在萃取稀土元素过程中存在内协同效应。从而提高了对 稀土元素的分离系数。 因此， 本发明提供的萃取分离方法在萃取过程中界面现 象良好， 无乳化产生， 无需将萃取剂皂化， 本发明提供的稀土元素的萃取分离 方法萃取酸度低， 反萃酸度低， 耗酸少。
附图说明
图 1 为 本发明实施例 13〜27提供的 [A336][P507]作为萃取剂时溶液平衡 H值与稀土离子萃取分配比的点状图；
图 2为本发明实施例 28〜42提供的 [A336][P204]作为萃取剂时溶液平衡 pH 值与稀土离子萃取分配比的点状图；
图 3为本发明实施例 43〜45提供的 [A336][P507]作为萃取剂时盐析剂浓度 与稀土萃取率曲线图；
图 4为本发明实施例 46〜48提供的 [A336][P204]作为萃取剂时盐析剂浓度 与稀土萃取率曲线图；
图 5为本发明实施例 49〜51提供的 [A336][P507]作为萃取剂时 HN03溶液 浓度与负载稀土离子反萃率曲线图；
图 6为本发明实施例 52〜54提供的 [A336][P204]作为萃取剂时 HN03溶液 浓度与负载稀土离子反萃率曲线图；
图 7为本发明实施例 98〜112提供的 [A336][P507]作为萃取剂时溶液平衡 H值与稀土离子萃取分配比的点状图；
图 8为本发明实施例 113〜127提供的 [A336][P204]作为萃取剂时溶液平衡 pH值与稀土离子萃取分配比的点状图；
图 9为本发明实施例 128〜130提供的 [A336][P507]作为萃取剂时盐析剂浓 度与稀土分配比曲线图；
图 10为本发明实施例 131〜133提供的 [A336][P204]作为萃取剂时盐析剂 浓度与稀土分配比曲线图；
图 11为本发明实施例 134〜137提供的 [A336][P507]作为萃取剂时 HC1溶 液浓度与负载稀土离子反萃率曲线图；
图 12为本发明实施例 138〜141提供的 [A336][P204]作为萃取剂时 HC1溶 液浓度与负载稀土离子反萃率曲线图；
图 13为本发明实施例 143提供的 NaCl浓度对萃取率影响曲线；
图 14为本发明实施例 146〜160提供的 [A336][P507]作为萃取剂时溶液平 衡 pH值与稀土离子萃取分配比的关系图；
图 15为本发明实施例 161〜164提供的 [A336][P507]作为萃取剂时盐析剂 Na2S04浓度与稀土离子萃取率曲线图；
图 16为本发明实施例 165提供的 [A336][P507]作为萃取剂时盐析剂 NaCl 浓度与稀土离子萃取率曲线图；
图 17为本发明实施例 166〜168提供的 [A336][P507]作为萃取剂时 H2S04 溶液浓度与负载稀土离子反萃率曲线图。
具体实施方式
为了进一步了解本发明， 下面结合实施例对本发明优选实施方案进行描 述， 但是应当理解， 这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点， 而不是 对本发明权利要求的限制。
本发明提供了一种稀土元素的萃取分离方法， 使用 2-乙基己基膦酸单 2- 乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基）酯三烷基曱基铵为萃取剂在 盐酸、 硝酸和硫酸体系中萃取稀土元素。 当用于硝酸体系中时：
本发明公开了一种稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤： 以 2-乙基己 基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基）酯三烷基曱基铵 为萃取剂， 以正庚烷为稀译剂，将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚 烷中。
在上述萃取分离过程中 ,本发明以季铵盐离子液体萃取剂即 2-乙基己基膦 S史单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基）酯三烷基曱基铵为萃 取剂， 由于萃取剂 [A336][P507]和 [A336][P204]中的阳离子和阴离子均与稀土 离子发生反应形成中性的配合物分子。 而且， 萃取剂 [A336][P507]或 [A336][P204]中的阳离子和阴离子在萃取不同稀土离子过程中， 存在内协同效 应和竟争效应， 由于阴阳离子的内协同和竟争作用，从而提高了对稀土元素的 分离系数， 尤其对重稀土的分离系数增加。
本发明对于所述季铵盐离子液体萃取剂的制备方法并无特别限制，可以采 用本领域技术人员熟知的方法进行制备。 作为优选方案， 本发明以申请号为 200910217922.7 的中国专利文献提供的技术方案分别合成 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵（ [A336][P507] )和膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷 基曱基铵 ( [A336][P204] )。 其中， 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基 铵（ [A336][P507] )优选按照如下方法制备： 称取 112.36克季铵氯化物 336溶 于 500mL经蒸馏过的异丙醇中， 使其完全溶解； 在塑料瓶中加入 6.39克金属 钠， 再加入 125mL经蒸馏过的异丙醇， 在常温下反应 3小时制备醇钠； 将上 述溶液混合， 于 50°C搅拌 4小时， 制备 [A336][OR]; 将所得溶液 8000转 /分钟 离心 10分钟， 除掉氯化钠沉淀； 在滤液中加入 500毫升去离子水， 震荡 30 分钟， 进行水解制备 [A336][OH]; 取浓度为 0.121mol/L的 [A336][OH]溶液 172 mL,加入 6.2455g P507 ([A336][OH]与 507的摩尔比为 1.1 : 1),将溶液在 50 °C 下回流搅拌 12个小时， 将所得溶液静置分相后， 舍去下相， 将上相于 80°C , 20 mbar下旋出所含异丙醇及水， 得到 [A336][P507]。 另外， 膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵（ [A336][P204] ) 的制备方 法具体为： 按照上述方法制备得到 [A336][OH]后， 取浓度为 0.111mol/L 的 [A336][OH]溶液 192mL, 加入 8.0057g P204 ([A336][OH]与 P204的摩尔比为 1.1 : 1), 将溶液在 50°C下回流搅拌 12个小时， 将所得溶液静置分相后， 舍去 下相， 将上相于 80°C , 20 mbar下旋出所含异丙醇及水， 得到 [A336][P204]。
按照本发明，所述将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体 为：将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、盐析剂和稀土硝酸盐水溶液混合， 将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中，所述季铵盐离子液体萃取 剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基）酯 三烷基曱基铵。 优选的， 所述季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和 稀土硝酸盐水溶液混合后还优选包括： 在温度为 25'e恒温下震荡， 优选震荡 1 小时， 测定水相中的稀土元素的浓度， 进而计算稀土元素的萃取率和分配比。
另夕卜，本发明还优选包括以浓度为 0.2〜1.5mol/L的 NaN03溶液为盐析剂， 该 NaNO ^^液为的浓度优选为 0.5〜1.2mol/L, 更优选为 0.6〜1.0 mol/L。 当浓度 小于 0.2 mol/L时， 稀土离子萃取率非常低， 不易检测和计算； 同时当浓度大 于 1.5 mol/L时， 稀土离子被萃取完全， 同样不易检测和计算。 另外， 萃取温 度会对稀土元素的萃取分离结果产生一定的影响，萃取温度过高或过低均不利 于稀土元素的萃取分离。 本发明采用的萃取温度优选为 20〜50°C , 更优选为 20〜30°C。 上述季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度优选为 0.03〜0.1 mol/L, 更优选为 0.03〜0.08 mol/L, 更优选为 0.05 mol/L。
本发明对于所述稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素并无特别限制，可以为本 领域技术人员熟知的单一稀土元素或多种稀土元素，作为优选方案， 所述稀土 元素为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y 中的一种或几种。 另外， 所述稀土硝酸盐水溶液的浓度优选为 7〜9xl(T4 mol/L, 更优选为 7〜8xl(T4 mol/L, 最优选为 7.5xl(T4 mol/L。
按照上述方法将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后，优选控 制稀土硝酸盐水溶液的 pH值为 1〜4。 另外， 本发明还优选包括： 利用硝酸溶 液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。优选的， 所述硝酸溶液的浓度为 0.04-0.50 mol/L, 更优选为 0.1〜0.3 mol/L。 当浓度小于 0.04 mol/L时， 有些稀 土离子反萃率比较低， 不易检测和计算。
萃取分离过程完成后 ,本发明得到的萃余液或反萃溶液中的稀土元素优选 利用偶氮胂 (III)比色法测定。 萃取率 分配比 CD)和分离系数 的计算公式 ^口下：
Figure imgf000010_0001
C - C V
D
C V
其中， Caq,0 和 C分别为水相稀土离子的初始浓度和平衡浓度， Vaq 和
Vorg分别为水相和有机相的体积。
综上所述， 本发明采用 [A336][P507]或 [A336][P204]作为萃取剂， 正庚烷 作为稀译剂， 应用于硝酸体系中稀土的分离， 具有如下特点： 萃取酸度低， 反 萃酸度低， 耗酸少； 界面现象良好无乳化产生； 萃取剂无需皂化， 无需加入其 它助剂， 节约成本以及对稀土具有高的分离系数的特点， 尤其对重稀土的分离 系数较高。
当用于盐酸体系时：
本发明提供了一种盐酸体系中稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤： 以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵为萃取剂， 以正庚烷为稀释剂， 将稀土氯化物水溶液中的稀土 元素萃取至正庚烷中。
由于现有的酸性萃取剂在酸性体系中分离单一稀土元素需要皂化，而有些 混合酸性体系在长期运行会造成组分变化，所以本发明以季铵盐离子液体萃取 剂即 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵 ( [A336][P507] )或膦酸二 ( 2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵（ [A336][P204] ) 为萃取剂， 在盐酸体系中来 分离单一稀土， 可以避免皂化过程也不用考虑长期运行的组分变化， 该过程萃 取酸度低， 对稀土元素具有较高的分离系数。
本发明人发现， 萃取剂对稀土离子的萃取分离会受到体系阴离子的影响 ( ΝΟΓ、 C厂或 S04 2— ) 因为这些阴离子会在萃取过程中和稀土离子与萃取剂 形成不同的萃合物， 而且由于阴离子不同，使得稀土离子和萃取剂结合的最适 宜 pH值发生变化。
按照本发明， 所述 [A336][P507]具有式 I所示的结构； [A336][P204]具有式 II所示的结构
Figure imgf000011_0001
Figure imgf000011_0002
II 本发明以申请号为 201210120559.9的中国专利文献提供的技术方案分别 合成 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵和膦酸二 ( 2-乙基己基 )酯 三烷基曱基铵。 其中， 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵 ( [A336][P507] )优选按照如下方法制备：
将 5.6g, O.lOmol氢氧化钾溶于 56ml乙醇， 得到碱的醇溶液， 将 40g, 称取 O.lmol季铵氯化物 336, 滴加入上述碱的醇溶液中， 室温搅拌 1小时， 滤 除氯化钾沉淀， 得澄清离子液体 [A336][OH]; 将 0.08mol P507加入已得到的 0.1mol[A336][OH]中， 室温搅拌 2小时， 取上层离子液体有机相， 用去离子水 洗 3次， 然后减压蒸馏回收溶剂乙醇， 产物真空干燥， 得到 [A336][P507]。
另外， 膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵（ [A336][P204] ) 的制备方 法具体为：按照上述方法制备得到 [A336][OH]后，将 0.08mol P204加入已得到 的 0. lmol[A336][OH]中， 室温搅拌 1小时， 取上层离子液体有机相， 用去离子 水洗 3次， 然后减压蒸馏回收溶剂乙醇， 产物真空干燥， 得到 [Α336][Ρ204]。
按照本发明，所述将稀土氯化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体 为：将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、盐析剂和稀土氯化物水溶液混合， 将稀土氯化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中，所述季铵盐离子液体萃取 剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基）酯 三烷基曱基铵。 优选的， 所述季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和 稀土氯化物水溶液混合后还优选包括： 在温度为 25°C恒温下震荡，优选震荡 1 小时， 测定水相中的稀土元素的浓度， 进而计算稀土元素的萃取率和分配比。
另外，本发明还优选包括以浓度为 0.2〜1.5mol/L的 NaCl为盐析剂，该 NaCl 为的浓度优选为 0.5〜1.2mol/L, 更优选为 0.6〜1.0 mol/L。 当浓度小于 0.2 mol/L 时， 稀土离子萃取率非常低， 不易检测和计算； 同时当浓度大于 1.5 mol/L时， 稀土离子被萃取完全， 同样不易检测和计算。 另外， 萃取温度会对稀土元素的 萃取分离结果产生一定的影响，萃取温度过高或过低均不利于稀土元素的萃取 分离。 本发明采用的萃取温度优选为 20〜50°C , 更优选为 20〜30°C。 上述季铵 盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度优选为 0.01〜0.08 mol/L , 更优选为 0.03〜0.06 mol/L, 更优选为 0.05 mol/L。
本发明对于所述稀土氯化物水溶液中的稀土元素并无特别限制，可以为本 领域技术人员熟知的单一稀土元素或多种稀土元素，作为优选方案， 所述稀土 元素为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y 中的一种或几种。 另外， 所述稀土氯化物水溶液的浓度优选为 7〜llxl(T4 mol/L, 更优选为 7〜8xl(T4 mol/L, 最优选为 7.5xl(T4 mol/L。
按照上述方法将稀土氯化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后，优选控 制稀土氯化物水溶液的平衡 pH值为 1〜5。 另外， 本发明还优选包括： 利用盐 酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。优选的， 所述盐酸溶液的浓 度为 0.03〜0.20 mol/L, 更优选为 0.1〜0.2 mol/L。 当浓度小于 0.03 mol/L时， 有 些稀土离子反萃率比较低， 不易检测和计算。
萃取分离过程完成后 ,本发明得到的萃余液或反萃溶液中的稀土元素优选 利用偶氮胂 (III)比色法测定。 萃取率 分配比 CD)和分离系数 的计算公式 如下:
Figure imgf000013_0001
C V
D =
C V
其中， Caq,0 和 C分别为水相稀土离子的初始浓度和平衡浓度， Vaq 和
Vorg分别为水相和有机相的体积。
综上所述， 本发明采用 [A336][P507]或 [A336][P204]作为萃取剂， 正庚烷 作为稀释剂， 应用于盐酸体系中稀土的分离， 具有如下特点： 萃取酸度低， 耗 酸少； 界面现象良好无乳化产生； 萃取剂无需皂化， 无需加入其它助剂， 节约 成本以及对稀土具有高的分离系数的特点。
当用于疏 S炱体系时：
本发明提供了一种硫酸体系中稀土元素的萃取分离方法， 包括以下步骤： 以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵， 以正庚烷为稀释剂， 将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中。
由于现有的中性和酸性萃取剂在酸性体系中分离单一稀土元素需要皂化， 且长期运行会造成组分变化，所以本发明以季铵盐离子液体萃取剂即 2-乙基己 基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵 ( [A336][P507] )为萃取剂， 在硫酸体系 程萃取酸度低， 对稀土元素具有较高的分离系数。
按照本发明， 所述 [A336][P507]具有式 I所示的结构；
Figure imgf000013_0002
I 本发明优选自行制备分 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵。 其中， 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵（ [A336][P507] )优选按 照如下方法制备：
将 5.6g, O.lOmol氢氧化钾溶于 56ml乙醇， 得到碱的醇溶液， 将 40g, 称取 O.lmol季铵氯化物 336, 滴加入上述碱的醇溶液中， 室温搅拌 1小时， 滤 除氯化钾沉淀， 得澄清离子液体 [A336][OH]; 将 0.08mol P507加入已得到的 0.1mol[A336][OH]中， 室温搅拌 2小时， 取上层离子液体有机相， 用去离子水 洗 3次， 然后减压蒸馏回收溶剂乙醇， 产物真空干燥， 得到 [A336][P507]。
按照本发明，所述将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体 为：将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、盐析剂和稀土硫酸盐水溶液混合， 将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中，所述季铵盐离子液体萃取 剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵。 优选的， 所述季铵盐离 子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和稀土硫酸盐水溶液混合后还优选包括： 在温度为 25°C恒温下震荡， 优选震荡 1小时， 测定水相中的稀土元素的浓度， 进而计算稀土元素的萃取率和分配比。
另夕卜， 本发明还优选包括以浓度为 0.1〜lmol/L 的 Na2S04为盐析剂， 该 Na2S04为的浓度优选为 0.3〜0.9mol/L, 更优选为 0.5〜0.7 mol/L。 当浓度小于 O.lmol/L 时， 稀土离子萃取率非常低， 不易检测和计算； 同时当浓度大于 1.0mol/L时， 稀土离子被萃取完全， 同样不易检测和计算。 另外， 萃取温度会 对稀土元素的萃取分离结果产生一定的影响，萃取温度过高或过低均不利于稀 土元素的萃取分离。 本发明采用的萃取温度优选为 25〜50°C , 更优选为 25〜30 °C。 上述季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度优选为 0.02〜0.08 mol/L, 更优选为 0.03〜0.06 mol/L, 更优选为 0.05 mol/L。
本发明对于所述稀土^ J史盐水溶液中的稀土元素并无特别限制，可以为本 领域技术人员熟知的单一稀土元素或多种稀土元素，作为优选方案， 所述稀土 元素为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y 中的一种或几种。 另外， 所述稀土石克酸盐水溶液的浓度优选为 7〜9x l(T4 mol/L, 更优选为 7〜8x l(T4 mol/L, 最优选为 7.5 x l(T4 mol/L。
按照上述方法将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后，优选控 制稀土硫酸盐水溶液的平衡 pH值为 1〜7。 另外， 本发明还优选包括： 利用硫 酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。优选的， 所述硫酸溶液的浓 度为 0.01〜0.1 mol/L, 更优选为 0.05〜0.1 mol/L。 当浓度小于 0.01 mol/L时， 有 些稀土离子反萃率比较低， 不易检测和计算。
萃取分离过程完成后 ,本发明得到的萃余液或反萃溶液中的稀土元素优选 利用偶氮胂 (III)比色法测定。 萃取率 分配比 CD)和分离系数 的计算公式 ^口下：
Figure imgf000015_0001
(c - C
D
C V
其中， caq,0 和 c分别为水相稀土离子的初始浓度和平衡浓度， vaq 和 vorg分别为水相和有机相的体积。
综上所述， 本发明采用 [A336][P507]作为萃取剂， 正庚烷作为稀释剂， 应 用于硫酸体系中稀土的分离， 具有如下特点： 萃取酸度低， 耗酸少； 界面现象 良好无乳化产生； 萃取剂无需皂化， 无需加入其它助剂， 节约成本以及对稀土 具有高的分离系数的特点。
为了进一步说明本发明的技术方案，下面结合实施例对本发明优选实施方 案进行描述，但是应当理解 ,这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点 , 而不是对本发明权利要求的限制。
本发明实施例采用的化学试剂均为市购。
实施例 1
称取 112.36克季铵氯化物 336溶于 500 mL经蒸馏过的异丙醇中，使其完 全溶解； 在塑料瓶中加入 6.39克金属钠， 加入 125mL经蒸馏过的异丙醇， 在 常温下反应 3小时制备醇钠； 将上述溶液混合， 于 50°C搅拌 4小时， 制备得 到 [A336][OR]; 将所得溶液在 8000转 /分钟离心 10分钟， 除掉氯化钠沉淀； 在滤液中加入 500毫升去离子水， 震荡 30分钟， 进行水解制备 [A336][OH]; 取浓度为 0.121mol/L 的 [A336][OH]溶液 172 mL, 加入 6.2455g P507 ([A336][OH]与 507的摩尔比为 1.1 : 1), 将溶液在 50°C的下回流搅拌 12个小 时， 将所得溶液静置分相后， 舍去下相， 将上相于 80°C , 20 mbar下旋出所含 异丙醇及水， 得到 [A336][P507]。
实施例 2
称取 112.36克季铵氯化物 336溶于 500mL经蒸馏过的异丙醇中， 使其完 全溶解； 在塑料瓶中加入 6.39克金属钠， 再加入 125mL经蒸馏过的异丙醇， 在常温下反应 3小时制备醇钠； 将上述溶液混合， 于 50°C搅拌 4小时， 制备 得到 [A336][OR]; 将所得溶液 8000转 /分钟离心 10分钟， 除掉氯化钠沉淀； 在滤液中加入 500毫升去离子水， 震荡 30分钟， 进行水解制备 [A336][OH]; 取浓度为 0.111mol/L 的 [A336][OH]溶液 192mL , 加入 8.0057g P204 ([A336][OH]与 P204的摩尔比为 1.1 : 1), 将溶液在 50°C的下回流搅拌 12个小 时， 将所得溶液静置分相后， 舍去下相， 将上相于 80°C , 20 mbar下旋出所含 异丙醇及水， 得到 [A336][P204]。
实施例 3
[A336][P507]萃取分离单一稀土离子。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaN03和 Ηο(ΠΙ)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 1.0 mol/L, Ηο(ΠΙ)浓度为 7.5X 10-4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h后， 测定水相中 Ηο(ΠΙ)浓度， 进而计算出 Ηο(ΠΙ)的萃取率和分配比。
实施例 4〜7
采用与实施例 3相同的萃取方法，分别得到 Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III) 的萃取率和分配比。 按照体系平衡 pH=1.50, 计算不同重稀土离子之间的分配 系数 结果见表 1。
表 1以 [Α336] [Ρ507]作为萃取剂时稀土离子之间的分离系数
RE(III) Er Tm Yb Lu
Ho 5.63 18.13 78.13 83.54
Er 3.22 13.88 14.84
Tm 4.31 4.61
Figure imgf000017_0001
从表 1可以看出， 重稀土离子之间的分配系数较大， 因此， 本发明提供的 萃取分离方法对重稀土具有高的分离系数。
实施例 8
[A336] [P204]萃取分离单一稀土离子。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液、 5.0 mL含有 NaN03和 Ηο(ΠΙ)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 1.0 mol/L, Ηο(ΠΙ)浓度为 7.5Χ 10-4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h后， 测定水相中 Ηο(ΠΙ)浓度， 进 而计算出 Ηο(ΠΙ)的萃取率和分配比。
实施例 9〜12
采用与实施例 8相同的萃取方法，分别得到 Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III) 的萃取率和分配比。 按照体系平衡 pH=1.50, 计算不同重稀土离子之间的分配 系数 结果见表 2。
表 2 以 [A336] [P204]作为萃取剂时稀土离子之间的分离系数
Figure imgf000017_0002
从表 2可以看出， 重稀土离子之间的分配系数较大， 因此， 本发明提供的 萃取分离方法对重稀土具有高的分离系数。
实施例 13
溶液平衡 pH值对 [A336][P507]萃取单一稀土离子分配比的影响。
1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaN03和
La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5xl0"4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 分别测定震荡后水相平衡 pH 值和对应的水相中 La(III)浓度。 计算萃取分配比。 当溶液平衡 pH值不同时， 萃取分配比会发生变化。
实施例 14〜27
采用与实施例 13相同的萃取方法， 分别得到 Ce(III), Pr(III), Nd(III), Sm(III), Eu(III), Gd(III), Tb(III), Dy(III), Ho(III), Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III)和 Y(III)的萃取分配比， 即得到不同稀土离子在不同 pH值时的分配比。
图 1为 [A336][P507]作为萃取剂时溶液平衡 pH值与稀土离子萃取分配比 的点状图， 从图中可以看出， 当平衡 pH值增加时， 稀土离子的分配比增加。 通过测定平衡 pH值得到， 平衡 pH值在 1到 4范围内， 各个不同稀土离子可 以完成萃取过程， 该萃取剂的萃取酸度较低。
实施例 28
溶液平衡 pH值对 [A336][P204]萃取单一稀土离子分配比的影响。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaN03和 La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5x l0"4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 分别测定震荡后水相平衡 pH 值和对应的水相中 La(III)浓度。 计算萃取分配比。 当溶液平衡 pH值不同时， 萃取分配比会发生变化。
实施例 29〜42
采用与实施例 28相同的萃取方法， 分别得到 Ce(III), Pr(III), Nd(III), Sm(III), Eu(III), Gd(III), Tb(III), Dy(III), Ho(III), Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III)和 Y(III)的萃取分配比， 即得到不同稀土离子在不同 pH值时的分配比。
图 2为 [A336][P204]作为萃取剂时溶液平衡 pH值与稀土离子萃取分配比 的点状图， 从图中可以看出， 平衡 pH值增加时， 稀土离子的分配比增加。 同 时通过测定平衡 pH值得到， 平衡 pH值在 1到 3范围内， 各个不同稀土离子 可以完成萃取过程， 该萃取剂的萃取酸度较低。
实施例 43
盐析剂浓度对 [A336][P507]萃取单一稀土离子的影响。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液， 5.0 mL含有 NaN03和 La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 0.2〜1.5 mol/L, La(III)浓度 为 7.5χ 10·4 mol/L,在温度为 25°C恒温下震荡 1 h,分别测定盐析剂浓度不同时 震荡后水相中 La(III)的浓度。 计算萃取率。 当盐析剂浓度不同时， 萃取率会发 生变化。
实施例 44〜45
采用与实施例 43相同的萃取方法， 分别得到 Eu(III)和 Er(III)的萃取率， 结果见图 3。
从图 3可以看出， 当盐析剂浓度增大时， 萃取率提高， 因此加入盐析剂是 有助于萃取进行的。
实施例 46
盐析剂浓度对 [A336][P204]萃取单一稀土离子的影响。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaN03和
La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 0.2〜1.5 mol/L, La(III)浓度 为 7.5xl(T4 mol/L, 在温度为 25'e恒温下震荡 1 h, 分别测定盐析剂浓度不同时 震荡后水相中 La(III)的浓度。 计算萃取率。 当盐析剂浓度不同时， 萃取率会发 生变化。
实施例 47〜48
采用与实施例 46相同的萃取方法， 分别得到 Eu(III)和 Er(III)的萃取率， 结果见图 4。
从图 4可以看出， 当盐析剂浓度增大时， 萃取率提高， 因此加入盐析剂是 有助于萃取进行的。
实施例 49
HN03溶液对负载稀土离子的 [A336][P507]的反萃实验。
将 1.0 mL 负载 La(III)离子的 [A336][P507]正庚烷溶液分别和 5.0 mL浓度 为 0.04〜0.50 mol/L的 HN03溶液混合， 在温度为 25 恒温下震荡 1 h, 测定由 不同浓度反萃溶液反萃时， La(III)离子的反萃率。
实施例 50〜51
采用实施例 49的步骤进行实验， 分别得到 Sm(III)和 Dy(III)的萃取率， 结 果见图 5。
从图 5可以看出， 当 HN03浓度达到 0.30 mol/L时稀土离子基本可以完全 反萃， 反萃酸度低， 反萃过程容易。 实施例 52
HN03溶液对负载稀土离子的 [A336][P204]的反萃实验。
将 1.0 mL 负载 La(III)离子的 [A336][P204]正庚烷溶液分别和 5.0 mL 0.04-0.50 mol/L 的 HN03溶液混合， 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 测定由不 同浓度反萃溶液反萃时 La(III)离子的反萃率。
实施例 53〜54
采用实施例 52的步骤实验， 分别得到 Sm(III)和 Dy(III)的萃取率， 结果见 图 6。
从图 6可以看出， 当 HN03浓度达到 0.30 mol/L时稀土离子基本可以完全 反萃， 反萃酸度低， 反萃过程容易。
实施例 55〜69
萃取剂 [A336][P507]对 Υ(ΠΙ)和其他稀土离子的分离系数。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 5.0 mL: 含有 NaN03 和 La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度 为 7.5xl(T4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h后， 测定水相中 La(III)浓度， 进而计算出 La(III)的萃取率和分配比。
按上述步骤实验， 分别得到 Ce(III), Pr(III), Nd(III), Sm(III), Eu(III), Gd(III), Tb(III), Dy(III), Ho(III), Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III), 和 Y(III) 的分配比。按照体系平衡 pH=1.50,计算不同重稀土离子之间的分配系数（ ）。
实施例 70〜84
萃取剂 [A336] [P204] 对 Υ(ΠΙ)和其他稀土离子的分离系数。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaN03和 La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaN03浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5X 10-4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h后， 测定水相中 La(III)浓度， 进 而计算出 La(III)的萃取率和分配比。
按上述步骤实验， 分别得到 Ce(III), Pr(III), Nd(III), Sm(III), Eu(III), Gd(III), Tb(III), Dy(III), Ho(III), Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III), 和 Y(III) 的分配比。按照体系平衡 pH=1.50,计算不同重稀土离子之间的分配系数（ ）， 结果见表 3。 Y(III)和其它稀土离子之间的分离系数
Y/L Y/C Y/N Y/E Y/G Y/T Y/D Y/H Tm/ Yb/ Lu/
Y/Pr Y/Sm Y/Er a e d u d b y 0 Y Y Y
[A33
6] 396. 273. 105. 35.7 221. 30.8 137. 11.1
8.58 4.61 1.98 1.62 7.01 7.49
[Ρ50 85 64 39 7 88 9 96 5
7]
[A33
6] 430. 98.3 92.3 72.4 235. 68.4 110. 15.4 10.7 17.1 146.
8.19 1.55 2.17
[Ρ20 52 4 2 8 88 3 98 2 3 9 99
4] 从表 3可以看出， 以 [Α336][Ρ507] 或 [Α336][Ρ204]作为萃取剂， Υ(ΠΙ)和其 它稀土离子之间的分离系数较大， 可以实现 Υ(ΠΙ)和其它稀土离子进行分离。
实施例 85
萃取剂 [Α336][Ρ204]对混合重稀土的分离系数。
按铥镱镥富集物的组成 , 配成含 Tm3+ l.lxlO"4 mol/L , Yb3+ 7.2x10"4 mol/L 和 Lu3+ 1.3xl0"4 mol/L 的混合溶液。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液和 5.0 mL 混合溶液混合， 所述混合溶液中 NaN03浓度为 1.0mol/L, Tm(III) , Yb(III) , Lu(III)分别为 l.lxlO"4 mol/L, 7.2x1 (T4 mol/L和 1.3 xl(T4 mol/L, 在温度为 25 恒温下震荡 1 h 后， 测定水相 Tm(III), Yb(III), Lu(III)的浓度， 计算萃取率， 不同稀土离子之 间的分离系数（ ）， 结果见表 4, 从表 4可以看出， 在混合体系中， Tm(III), Yb(III), Lu m)的分离系数较大。
表 4 混合体系中重稀土离子之间的分离系数
RE(III) Yb Lu
Tm 3.31 6.13
Yb 1.85 实施例 86
将 5.6g, O.lOmol氢氧化钾溶于 56ml乙醇， 得到碱的醇溶液， 将 40g, 称取 O.lmol季铵氯化物 336, 滴加入上述碱的醇溶液中， 室温搅拌 1小时， 滤 除氯化钾沉淀， 得澄清离子液体 [A336][OH]; 将 0.08mol P507加入已得到的 0.1mol[A336][OH]中， 室温搅拌 2小时， 取上层离子液体有机相， 用去离子水 洗 3次， 然后减压蒸馏回收溶剂乙醇， 产物真空干燥， 得到 [A336][P507]。
实施例 87
将 5.6g, O.lOmol氢氧化钾溶于 56ml乙醇， 得到碱的醇溶液， 将 40g, 称取 O.lmol季铵氯化物 336, 滴加入上述碱的醇溶液中， 室温搅拌 1小时， 滤 除氯化钾沉淀， 得澄清离子液体 [A336][OH]; 将 0.08mol P204加入已得到的 0.1mol[A336][OH]中， 室温搅拌 1小时， 取上层离子液体有机相， 用去离子水 洗 3次， 然后减压蒸馏回收溶剂乙醇， 产物真空干燥， 得到 [A336][P204]。
实施例 88
[A336][P507]萃取分离单一稀土离子。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaCl和
La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaCl 浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5X 10-4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h后， 测定水相中 La(III)浓度， 进 而计算出 La(III)的萃取率和分配比。
实施例 89〜92
采用与实施例 88相同的萃取方法，分别得到 Ce(III) , Pr(III) , Nd(III) , Sm(III) 的萃取率和分配比。 按照体系平衡 pH=2.50, 计算不同稀土离子之间的分配系 数（^ ), 结果见表 5。
表 5以 [A336] [P507]作为萃取剂时稀土离子之间的分离系数
Figure imgf000022_0001
从表 5可以看出， 以上轻稀土离子之间的分配系数较大， 因此， 本发明提 供的萃取分离方法对轻稀土具有较高的分离系数。
实施例 93
[A336][P204]萃取分离单一稀土离子。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液、 5.0 mL含有 NaCl和 La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaCl 浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5X 10-4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h后， 测定水相中 La(III)浓度， 进 而计算出 La(III)的萃取率和分配比。
实施例 94〜97
采用与实施例 93相同的萃取方法，分别得到 Ce(III) , Pr(III) , Nd(III) , Sm(III) 的萃取率和分配比。 按照体系平衡 pH=2.50, 计算不同稀土离子之间的分配系 数（^ ), 结果见表 6。
表 6 以 [A336] [P204]作为萃取剂时稀土离子之间的分离系数
Figure imgf000023_0001
从表 6可以看出， 以上轻稀土离子之间的分配系数较大， 因此， 本发明提 供的萃取分离方法对轻稀土具有较高的分离系数。
实施例 98
溶液平衡 pH值对 [A336][P507]萃取单一稀土离子分配比的影响。
1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaCl和 La(III) 的水溶液混合， 其中水溶液中 NaCl浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5 χ 10"4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 l h, 分别测定震荡后水相平衡 pH值和对应 的水相中 La(III)浓度。 计算萃取分配比。 当溶液平衡 pH值不同时， 萃取分配 比会发生变化。
实施例 99〜112
采用与实施例 98相同的萃取方法， 分别得到 Ce(III), Pr(III), Nd(III), Sm(III), Eu(III), Gd(III), Tb(III), Dy(III), Ho(III), Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III)和 Υ(ΠΙ)的萃取分配比， 即得到不同稀土离子在不同 pH值时的分配比。 图 7为 [Α336][Ρ507]作为萃取剂时溶液平衡 pH值与稀土离子萃取分配比 的点状图， 从图中可以看出， 当平衡 pH值增加时， 稀土离子的分配比增加。 通过测定平衡 pH值得到， 平衡 pH值在 1到 5范围内， 各个不同稀土离子可 以完成萃取过程， 该萃取剂的萃取酸度较低。
实施例 113
溶液平衡 pH值对 [Α336][Ρ204]萃取单一稀土离子分配比的影响。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaCl和
La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaCl 浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5xl0"4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 分别测定震荡后水相平衡 pH 值和对应的水相中 La(III)浓度。 计算萃取分配比。 当溶液平衡 pH值不同时， 萃取分配比会发生变化。
实施例 114〜127
采用与实施例 113相同的萃取方法， 分别得到 Ce(III), Pr(III), Nd(III), Sm(III), Eu(III), Gd(III), Tb(III), Dy(III), Ho(III), Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III)和 Y(III)的萃取分配比， 即得到不同稀土离子在不同 pH值时的分配比。
图 8为 [A336][P204]作为萃取剂时溶液平衡 pH值与稀土离子萃取分配比 的点状图， 从图中可以看出， 平衡 pH值增加时， 稀土离子的分配比增加。 同 时通过测定平衡 pH值得到， 平衡 pH值在 1到 5范围内， 各个不同稀土离子 可以完成萃取过程， 该萃取剂的萃取酸度较低。
实施例 128
盐析剂浓度对 [A336][P507]萃取单一稀土离子的影响。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液， 5.0 mL含有 NaCl和
La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaCl浓度为 0.2〜1.5 mol/L, La(III)浓度为 7.5xl0"4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 分别测定盐析剂浓度不同时震 荡后水相中 La(III)的浓度。计算分配比当盐析剂浓度不同时， 分配比会发生变 化。
实施例 129〜130
采用与实施例 128相同的萃取方法，分别得到 Sm(III)和 Dy(III)的分配比， 结果见图 9。
从图 9可以看出， 当盐析剂浓度增大时， 分配比提高， 因此加入盐析剂是 有助于萃取进行的。
实施例 131
盐析剂浓度对 [A336][P204]萃取单一稀土离子的影响。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P204]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaCl和 La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaCl浓度为 0.2〜1.5 mol/L, La(III)浓度为 7.5 10"4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 分别测定盐析剂浓度不同时 震荡后水相中 La(III)的浓度。计算分配比当盐析剂浓度不同时， 分配比会发生 变化。
实施例 132〜133
采用与实施例 131相同的萃取方法，分别得到 Sm(III)和 Dy(III)的分配比， 结果见图 10。
从图 10可以看出， 当盐析剂浓度增大时， 分配比提高， 因此加入盐析剂 是有助于萃取进行的。
实施例 134
HC1溶液对负载稀土离子的 [A336][P507]的反萃实验。
将 1.0 mL 负载 La(III)离子的 [A336][P507]正庚烷溶液分别和 5.0 mL浓度 为 0.03〜0.20 mol/L的 HC1溶液混合， 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 测定由 不同浓度反萃溶液反萃时， La(III)离子的反萃率。
实施例 135〜137
采用实施例 134的步骤进行实验， 分别得到 Ce(III), Pr(III)和 Nd(III)的萃 取率， 结果见图 11。
从图 11可以看出， 当 HC1浓度达到 0.20 mol/L时对轻稀土离子基本可以 完全反萃， 反萃酸度低， 反萃过程容易。
实施例 138
HC1溶液对负载稀土离子的 [A336][P204]的反萃实验。
将 1.0 mL 负载 La(III)离子的 [A336] [P204]正庚烷溶液分别和 5.0 mL浓度 为 0.03〜0.20 mol/L的 HC1溶液混合， 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h, 测定由 不同浓度反萃溶液反萃时， La(III)离子的反萃率。
实施例 139〜141
采用实施例 138的步骤进行实验， 分别得到 Ce(III), Pr(III)和 Nd(III)的萃 取率， 结果见图 12。
从图 12可以看出， 当 HC1浓度达到 0.20 mol/L时对轻稀土离子基本可以 完全反萃， 反萃酸度低， 反萃过程容易。
实施例 142
萃取剂 [A336] [P507]对混合稀土的分离系数。
按包头稀土矿的组成， 配成含 La(III), Ce(III), Pr(III)和 Nd(III)的混合溶 液。 将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 5.0 mL 混合溶液混合， 所述混合溶液中 NaCl浓度为 1.0 mol/L, La(III), Ce(III), Pr(III), Nd(III)分别 为 2.5x 10-4 mol/L、 4.5 lO"4 mol/L, 1.7 10"4 mol/L ^ 2.1 10"4 mol/L , 在温度为 25°C恒温下震荡 1 h后， 测定水相 La(III), Ce(III), Pr(III)和 Nd(III)的浓度， 计算萃取率， 不同稀土离子之间的分离系数（ ), 结果见表 7, 从表 7可以看 出， 在混合体系中， La(III), Ce(III), Pr(III)和 Nd(III)的分离系数较大。
表 7 混合体系中稀土离子之间的分离系数
RE(III) Ce Pr Nd
La 23.49 26.56 153.87
Ce 1.13 6.55
Pr 5.79
实施例 143
不同阴离子存在时， 萃取剂 [A336][P507]对混合稀土的萃取。
配置含 La(III), Ce(III), Pr(III), Nd(III), Y(III), Gd(III) 和 Yb(III)的硫 酸盐混合溶液。混合溶液中 La(III), Ce(III), Pr(III), Nd(III), Y(III), Gd(III) 和 Yb(III)的浓度分别为 4.6x lO-4 mol/L、 7.1 x l0"4 mol/L, 1.8x l0"4 mol/L, 2.5x l0"4 mol/L, 0.4x l0"4 mol/L, 0.1 x lO-4 mol/L和 2.6x l0-4 mol/L, 该溶液中稀土总浓度 为 1.93X 10-3 mol/L。 将 1.0 mL 0.02 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 4.0 mL 上述溶液混合， 其中水溶液中 NaCl浓度为 0.01〜1.0 mol/L, 在温度为 25°C恒 温下震荡 30 min, 测定盐析剂 NaCl浓度不同时震荡后水相中稀土总浓度。 计 算萃取率。 当 NaCl浓度不同时， 萃取率会发生变化。 结果见图 13。 从图 13可以看出， 当水溶液中存在多种阴离子时，盐析剂 NaCl浓度增大 时， 萃取率提高， 在混合阴离子体系中的稀土氯化盐的萃取率增加。
实施例 144
萃取剂 [A336][P507]对 La(III)的萃取循环实验。
为了考察萃取剂的重复使用性和稳定性， 用 1.0 mL 0.05 mol/L 的 [A336][P507]正庚烷溶液和 5.0 mL含有 NaCl和 La(III)的水溶液混合， 其中水 溶液中 NaCl浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5 χ 10"4 mol/L, 在温度为 25 °C 恒温下震荡 1 h, 测定震荡后水相中 La(III)浓度， 计算萃取率， 而后用浓度为 0.1 mol/L的 HC1作为反萃剂， 将负载 La(III)的萃取剂上的金属离子与萃取剂 [A336][P507]分离。 重复使用这个萃取剂继续上述实验， 得到循环几次后萃取 剂萃取率的值见表 8, 从表 8可以看出， 萃取剂在进行了 4次循环萃取后萃取 率基本不变， 所以该萃取剂稳定性好， 可以重复使用。
表 8萃取剂 [A336] [P507]对 La ( I I I )的萃取循环实验
1 2 3 4
E (%) 87.60 86.29 86.40 86.12 实施例 145
将氢氧化钾 ( 8.4g, 0.15mol )溶于 42ml乙醇， 滴加入 [C25H54N][C1] ( 40g, O.lmol ) 中， 室温搅拌 1小时， 滤除氯化钾沉淀， 得澄清 [C25H54N] [OH]离子 液体。
向制得的 [C25H54N][OH] ( O.lmol ) 中加入 2-乙基己酯单 2-乙基己基膦酸 ( P507 ) ( 0.08mol ), 室温搅拌 2小时， 取上层离子液体有机相， 用去离子水 洗 3次， 然后减压蒸馏回收溶剂乙醇， 产物曱基三辛基铵 2-乙基己酯单 2-乙 基己基膦酸离子液体 [A336][P507]。
实施例 146
溶液平衡 pH值对 [A336][P507]萃取单一稀土离子分配比的影响。
1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液和 4.0 mL含有 Na2S04和
La(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 Na2S04浓度为 1.0 mol/L, La(III)浓度为 7.5xl0"4 mol/L,在温度为 25°C恒温下震荡 0.5 h, 分别测定震荡后水相平衡 pH 值和对应的水相中 La(III)浓度。 计算萃取分配比。 当溶液平衡 pH值不同时， 萃取分配比会发生变化。
实施例 147〜160
采用与实施例 146相同的萃取方法， 分别得到 Ce(III), Pr(III), Nd(III),
Sm(III), Eu(III), Gd(III), Tb(III), Dy(III), Ho(III), Er(III), Tm(III), Yb(III), Lu(III)和 Y(III)的萃取分配比， 即得到不同稀土离子在不同 pH值时的分配比。
图 14为 [A336][P507]作为萃取剂时溶液平衡 pH值与稀土离子萃取分配 比的点状图，从图中可以看出， 当平衡 pH值增加时，稀土离子的分配比增加。 通过测定平衡 pH值得到， 平衡 pH值在 1到 7范围内， 各个不同稀土离子可 以完成萃取过程， 该萃取剂的萃取酸度较低。计算得到稀土元素的平均分离系 数为 1.36。
实施例 161
盐析剂 Na2S04浓度对 [A336][P507]萃取单一稀土离子的影响。
将 1.0 mL 0.05 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液， 4.0 mL含有 Na2S04和
Pr(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 Na2S04浓度为 0.1〜1 mol/L, Pr(III)的浓度 为 7.5xl(T4 mol/L, 在温度为 25°C恒温下震荡 0.5 h, 分别测定盐析剂浓度不同 时震荡后水相中 Pr(III)的浓度。 计算萃取率。 当盐析剂浓度不同时， 萃取率会 发生变化。
实施例 162〜164
采用与实施例 161相同的萃取方法， 分别得到 Gd(in),Tm(III)和 Yb(III)的 萃取率， 结果见图 15
从图 15可以看出， 当盐析剂浓度增大时， 萃取率下降， 因此加入盐析剂 是不利于萃取进行的。
实施例 165
盐析剂 NaCl浓度对 [A336][P507]萃取混合稀土离子的影响。
将 1.0 mL 0.02 mol/L的 [A336][P507]正庚烷溶液， 4.0 mL含有 NaCl和混 合稀土 RE(III)的水溶液混合， 其中水溶液中 NaCl浓度为 0.01〜0.1 mol/L, 混 合稀土的浓度为 1.9256x10— 3mol/L, 起始 pH=3.86。 在温度为 25°C恒温下震荡 0.5 h,分别测定盐析剂浓度不同时震荡后水相中混合稀土的浓度。计算萃取率。 当盐析剂浓度不同时， 萃取率会发生变化。
从图 16 可以看出， 当盐析剂浓度增大时， 萃取率提高， 因此加入 NaCl 盐析剂是利于萃取进行的。 所述混合稀土水溶液中的稀土配份如表 9所示。
表 9实施例 165提供的混合稀土水溶液中的稀土成分及含量
Figure imgf000029_0001
实施例 166
H2S04溶液对负载稀土离子的 [A336][P507]的反萃实验。
将 1.0 mL 负载 Pr(III)离子的 [A336][P507]正庚烷溶液分别和 4.0 mL浓度 为 0.01〜0.1 mol/L的 H2S04溶液混合， 在温度为 25°C恒温下震荡 0.5 h, 测定 由不同浓度反萃溶液反萃时， Pr(III)离子的反萃率。
实施例 167〜168
采用实施例 166的步骤进行实验， 分别得到 Gd(III)和 Tm(III)的反萃率， 结果见图 17。
从图 17可以看出， 当 H2S04浓度达到 0.10 mol/L时稀土离子基本可以完 全反萃， 反萃酸度低， 反萃过程容易。
以上对本发明所提供的一种稀土元素的萃取分离方法进行了详细介绍。本 只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。应当指出， 对于本技术领域技 术人员来说， 在不脱离本发明原理的前提下， 还可以对本发明进行若干改进和 修饰， 这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。

Claims

权 利 要 求
1、 一种稀土元素的萃取分离方法， 其特征在于， 包括以下步骤： 以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵为萃取剂， 以正庚烷为稀释剂， 将稀土硝酸盐水溶液中的稀土 元素萃取至正庚烷中。
2、 根据权利要求 1 所述的萃取分离方法， 其特征在于， 萃取温度为 20〜50°C。
3、 根据权利要求 1所述的萃取分离方法， 其特征在于， 还包括以浓度为 0.2〜1.5mol/L的 NaN03溶液为盐析剂。
4、 根据权利要求 3所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述将稀土硝酸 盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体为：
将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和稀土硝酸盐水溶液混 合， 将稀土硝酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中；
所述季铵盐离子液体萃取剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱 基铵或膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵。
5、 根据权利要求 4所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述季铵盐离子 液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度为 0.03〜0.1 mol/L。
6、 根据权利要求 1所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述稀土硝酸盐 水溶液的浓度为 7〜9x 10—4 mol/L。
7、 根据权利要求 1所述的萃取分离方法， 其特征在于， 将稀土硝酸盐水 溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后， 控制稀土硝酸盐水溶液的 pH值为 1〜4。
8、 根据权利要求 1所述的萃取分离方法， 其特征在于， 还包括： 利用硝酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。
9、 根据权利要求 8所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述硝酸溶液的 浓度为 0.04〜0.50 mol/L„
10、 根据权利要求 1所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述稀土元素为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y中的 一种或几种。
11、 一种稀土元素的萃取分离方法， 其特征在于， 包括以下步骤： 以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵或膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵为萃取剂， 以正庚烷为稀释剂， 将稀土氯化物水溶液中的稀土 元素萃取至正庚烷中。
12、 根据权利要求 11所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述萃取的温 度为 20〜50°C。
13、 根据权利要求 11所述的萃取分离方法， 其特征在于， 还包括以浓度 为 0.2〜1.5mol/L的 NaCl溶液为盐析剂。
14、 根据权利要求 13所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述将稀土氯 化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体为：
将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和稀土氯化物水溶液混 合， 将稀土氯化物水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中；
所述季铵盐离子液体萃取剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱 基铵或膦酸二（2-乙基己基） 酯三烷基曱基铵。
15、 根据权利要求 14所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述季铵盐离 子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度为 0.01〜0.08 mol/L。
16、 根据权利要求 11所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述稀土氯化 物水溶液的浓度为 7〜11 X 10_4 mol/L。
17根据权利要求 11所述的萃取分离方法， 其特征在于， 将稀土氯化物水 溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后， 控制稀土氯化物水溶液的 pH值为 1〜5。
18、 根据权利要求 11所述的萃取分离方法， 其特征在于， 还包括： 利用盐酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。
19, 根据权利要求 18所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述盐酸溶液 的浓度为 0.03〜0.20 mol/L。
20、 根据权利要求 11所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述稀土元素 为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y中 的一种或几种。
21、 一种稀土元素的萃取分离方法， 其特征在于， 包括以下步骤： 以 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱基铵为萃取剂， 以正庚烷为 稀译剂， 将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中。
22、 根据权利要求 21所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述萃取的温 度为 25〜50°C。
23、 根据权利要求 21所述的萃取分离方法， 其特征在于， 还包括以浓度 为 0.1〜1.0mol/L的 Na2S04溶液为盐析剂。
24、 根据权利要求 23所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述将稀土硫 酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中具体为：
将季铵盐离子液体萃取剂的正庚烷溶液、 盐析剂和稀土硫酸盐水溶液混 合， 将稀土硫酸盐水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷中；
所述季铵盐离子液体萃取剂为 2-乙基己基膦酸单 2-乙基己基酯三烷基曱 基铵。
25、 根据权利要求 24所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述季铵盐离 子液体萃取剂的正庚烷溶液的浓度为 0.02〜0.08 mol/L。
26、 根据权利要求 21所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述稀土硫酸 盐水溶液的浓度为 7〜9 X 10"4 mol/L。
27、 根据权利要求 21所述的萃取分离方法， 其特征在于， 将稀土硫酸盐 水溶液中的稀土元素萃取至正庚烷后，控制稀土石克酸盐水溶液的 pH值为 1〜7。
28、 根据权利要求 21所述的萃取分离方法， 其特征在于， 还包括： 利用硫酸溶液对萃取至正庚烷中的稀土元素进行反萃取。
29、 根据权利要求 28所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述硫酸溶液 的浓度为 0.01〜0.1 mol/L。
30、 根据权利要求 21所述的萃取分离方法， 其特征在于， 所述稀土元素 为 La、 Ce、 Pr、 Nd、 Sm、 Eu、 Gd、 Tb、 Dy、 Ho、 Er、 Tm、 Yb、 Lu和 Y中 的一种或几种。
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