CN102776366B - 一种两代酸解分解废旧稀土发光材料的工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明属于资源循环再利用领域，具体涉及一种两代酸解分解废旧稀土发光材料的工艺。首先采用盐酸优先溶解其中的红粉（Y2O3:Eu），过滤后获得富钇铕型氯化稀土溶液和滤渣。滤渣主要含绿粉与蓝粉，滤液采用Na2SO4去除Ca2+并以CaSO4沉淀分离得到富钇铕型氯化稀土溶液。滤渣与碱混合在高温下进行碱熔分解绿粉和蓝粉，获得偏铝酸钠、氧化镁、碳酸钡和稀土氧化物。碱熔产物经水洗涤过滤得到偏铝酸钠溶液和含稀土氧化物的滤渣。采用盐酸二次酸解后，采用Na2SO4去除Mg2+和Ba2+并以MgSO4和BaSO4沉淀分离获得终获得铕、铽和铈的氯化稀土溶液。可大大减少碱熔时烧碱的用量，减轻氯化稀土的萃取量，节能减排效果显著，生产成本低。
Description
技术领域
本发明属于资源循环再利用领域，具体涉及一种两代酸解工艺分解废旧稀土发光材料的方法。
背景技术
从废旧稀土发光材料中回收稀土过程中，为了获得高的回收率，由于废旧稀土发光材料中蓝、绿粉为高温铝镁酸盐，采用直接酸解的工艺未能有效地将其中的稀土元素浸出，从而大大影响稀土回收的回收率，影响产业的发展，以及宝贵稀土资源的浪费。
目前，中国专利(申请号：200810029417.5)公开了从一种回收废弃荧光灯中稀土元素的方法，采用碱熔方法，将废弃稀土荧光粉直接与碱混合焙烧，待蓝、绿粉分解后再酸解、萃取回收。这种方法使稀土的浸出率得到提高，但造成大量不必要的碱消耗及回收过程的能源损耗，同时非稀土元素，例如Ca、Mg、Ba等，并没有合理地与稀土元素分离，造成后期萃取剂的使用效率较低。通过本专利方法，能高效将Y、Eu、Tb和Y分步浸出，并初步分离富集。
与现有技术相比，本发明采用两代酸解的优点在于：(1)稀土浸出效率更高效；(2)稀土元素与非稀土元素得到有效分离，同时稀土元素之间也得以简单分离及富集，工序简单易于控制，减轻后期萃取压力；(3)节能减排效果明显，碱熔量减少50％以上，后期萃取药剂消耗减少，可以大大降低回收成本。
发明内容
本发明目的是提供一种更高效和更节能地分解废旧稀土发光材料的工艺，为两代法，首先将废旧稀土发光材料中红粉(Y2O3:Eu，约占60％)直接采用HCl溶液酸解，从而获得富钇少铕滤液，通过CaSO4沉淀反应，使得非稀土元素Ca与稀土元素有效分离，同时未溶解的滤渣与碱混合均匀后经高温焙烧，碱熔产物经洗涤后，获得第二滤渣和NaAlO2溶液，经固液分离后，使得非稀土元素Al与稀土元素得到有效分离，第二滤渣采用HCl溶液继续二次酸解，获得第二滤液，通过(Ba、Mg)SO4沉淀反应，使得非稀土元素Ba、Mg与稀土元素有效分离，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液。
本发明的原理可用如下化学反应说明。
红粉酸溶：
Y2O3:Eu+HCl→YCl3+EuCl3+H2O
除钙、镁、钡反应：
Ca2++SO4 2-→CaSO4
Mg2++SO4 2-→MgSO4
Ba2++SO4 2-→BaSO4
蓝粉碱熔：
Ce0.67Tb0.03MgAl11O10+NaOH→NaAlO2+MgO+CeO2+Tb2O3
绿粉碱熔：
BaMgAl10O17:Eu+NaOH→NaAlO2+MgO+BaCO3+Eu2O3
CeO2+HCl→CeCl4+H2O
Tb2O3+HCl→TbCl3+H2O
本发明的方法包括以下步骤：
1、一种两代酸解分解废旧稀土发光材料的工艺，其特征在于包括以下步骤：
(1)废旧稀土发光材料采用HCl溶液优先溶解其中的红粉Y2O3:Eu，获得稀土滤液和滤渣；
(2)稀土滤液添加Na2SO4，Ca2+以CaSO4沉淀回收，获得富钇铕型稀土滤液，待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物；
滤渣与碱混合在高温下进行碱熔：按滤渣:碱为1:1～1:4质量比均匀混合，碱为NaOH和KOH中的一种或两种，在400～800℃下碱熔焙烧1～8h，获得碱熔产物；
(3)碱熔产物采用去离子水洗涤，去离子水:碱熔产物质量比为10:1，清洗5～8次，经固液分离得到含稀土的洗涤物与含NaAlO2的洗涤液，达到稀土元素与非稀土元素Al的高效分离；
(4)采用HCl溶液对步骤(3)的洗涤物进行二次酸解，得到第二滤渣和第二滤液；第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔，提高稀土总回收率；
第二滤液经过添加Na2SO4，去除杂质离子Mg2+、Ba2+，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。
进一步的，所述步骤(1)采用3～10mol/L的HCl溶液，固液比为1:3～10:1，在20～80℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解1～10h，获得稀土滤液。
进一步的，所述步骤(2)中，Na2SO4的浓度为0.5～2mol/L。
进一步的，所述步骤(4)中，洗涤物采用3～10mol/L的HCl溶液，在20～80℃下进行搅拌酸解1～10h，其中固液比为1:10～1:20，获得第二滤液和第二滤渣。
进一步的，所述步骤(4)中，所述Na2SO4的浓度为0.5～2mol/L。
为确保废旧稀土发光材料的分解，提高稀土回收率，本发明通过两代工艺，首先酸解其中的红粉，然后碱熔分解蓝、绿粉，最后再二次酸解，能有效提高废旧稀土发光材料的分解率，进而提高稀土浸出率，同时有效将Ca、Al、Mg、Ba杂质元素与稀土元素分离，而且稀土之间得到简单分离与富集，最终获得富钇少铕滤液和铽Tb、铈Ce的富集液。
本发明大大减少碱熔时碱的用量，减轻氯化稀土的萃取量，缓解后期萃取分离提纯压力，节能减排效果显著，生产成本低。
附图说明
附图1为本发明的工艺流程图.
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步的描述，但本发明不仅仅局限于以下实施例。
实施例1
采用3mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:10，在60℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解3h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的94.04％，铕Eu含量占稀土总量的5.14％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH质量比为1:4均匀混合，在500℃下碱熔焙烧6h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用7mol/L的HCl溶液，固液比为1:10，在70℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解4h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的49.78％，铽Tb含量占稀土总量的29.83％，钇Y含量占稀土总量的10.34％，铕Eu含量占稀土总量的5.61％，待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为94.7％，其中钇Y浸出率为99.5％，铕Eu浸出率为98.9％，铈Ce浸出率为76.5％，铽Tb浸出率为72.3％。实施例2
采用4mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:9，在70℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解4h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的93.38％，铕Eu含量占稀土总量的5.02％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：KOH质量比为1:3均匀混合，在600℃下碱熔焙烧7h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用8mol/L的HCl溶液，固液比为1:12，在80℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解5h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的48.46％，铽Tb含量占稀土总量的29.43％，钇Y含量占稀土总量的10.67％，铕Eu含量占稀土总量的5.26％，待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为93.6％，其中钇Y浸出率为99.1％，铕Eu浸出率为98.4％，铈Ce浸出率为74.1％，铽Tb浸出率为70.3％。
实施例3
采用5mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:8，在80℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解5h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的92.98％，铕Eu含量占稀土总量的5.08％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH与KOH混合碱质量比为1:2均匀混合，在700℃下碱熔焙烧8h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用9mol/L的HCl溶液，固液比为1:14，在20℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解6h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的48.74％，铽Tb含量占稀土总量的28.94％，钇Y含量占稀土总量的10.56％，铕Eu含量占稀土总量的5.48％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为94.0％，其中钇Y浸出率为99.2％，铕Eu浸出率为98.1％，铈Ce浸出率为73.2％，铽Tb浸出率为71.6％。
实施例4
采用6mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:7，在20℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解6h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的94.32％，铕Eu含量占稀土总量的5.21％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH质量比为1:1均匀混合，在800℃下碱熔焙烧1h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用10mol/L的HCl溶液，固液比为1:16，在30℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解7h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的49.54％，铽Tb含量占稀土总量的29.43％，钇Y含量占稀土总量的10.16％，铕Eu含量占稀土总量的5.40％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为91.7％，其中钇Y浸出率为96.8％，铕Eu浸出率为96.1％，铈Ce浸出率为70.5％，铽Tb浸出率为71.3％。
实施例5
采用7mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:6，在30℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解7h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的92.14％，铕Eu含量占稀土总量的4.96％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：KOH质量比为1:4均匀混合，在400℃下碱熔焙烧2h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用3mol/L的HCl溶液，固液比为1:18，在40℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解8h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的47.35％，铽Tb含量占稀土总量的29.45％，钇Y含量占稀土总量的10.46％，铕Eu含量占稀土总量的5.24％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为93.1％，其中钇Y浸出率为98.3％，铕Eu浸出率为97.6％，铈Ce浸出率为73.5％，铽Tb浸出率为70.1％。实施例6
采用8mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:5，在40℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解8h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的94.21％，铕Eu含量占稀土总量的5.17％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH与KOH混合碱质量比为1:3均匀混合，在500℃下碱熔焙烧3h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用4mol/L的HCl溶液，固液比为1:20，在50℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解9h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的49.32％，铽Tb含量占稀土总量的29.95％，钇Y含量占稀土总量的10.56％，铕Eu含量占稀土总量的5.79％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为94.2％，其中钇Y浸出率为99.1％，铕Eu浸出率为98.2％，铈Ce浸出率为74.3％，铽Tb浸出率为71.3％。
实施例7
采用9mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:4，在50℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解9h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的93.76％，铕Eu含量占稀土总量的5.02％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH质量比为1:2均匀混合，在600℃下碱熔焙烧4h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用5mol/L的HCl溶液，固液比为1:10，在60℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解10h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的50.12％，铽Tb含量占稀土总量的30.73％，钇Y含量占稀土总量的9.55％，铕Eu含量占稀土总量的5.13％待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为94.1％，其中钇Y浸出率为98.7％，铕Eu浸出率为98.2％，铈Ce浸出率为75.2％，铽Tb浸出率为71.8％。实施例8
采用10mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:3，在60℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解10h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的91.98％，铕Eu含量占稀土总量的4.95％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：KOH质量比为1:1均匀混合，在700℃下碱熔焙烧5h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用6mol/L的HCl溶液，固液比为1:12，在70℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解1h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的50.85％，铽Tb含量占稀土总量的31.45％，钇Y含量占稀土总量的8.43％，铕Eu含量占稀土总量的4.65％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为92.4％，其中钇Y浸出率为97.2％，铕Eu浸出率为96.3％，铈Ce浸出率为70.3％，铽Tb浸出率为68.5％。
实施例9
采用3mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:10，在70℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解8h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的94.06％，铕Eu含量占稀土总量的5.12％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH与KOH混合碱质量比为1:4均匀混合，在800℃下碱熔焙烧6h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用7mol/L的HCl溶液，固液比为1:14，在80℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解2h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的49.53％，铽Tb含量占稀土总量的29.43％，钇Y含量占稀土总量的10.54％，铕Eu含量占稀土总量的5.62％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为93.6％，其中钇Y浸出率为98.8％，铕Eu浸出率为98.1％，铈Ce浸出率为73.7％，铽Tb浸出率为71.6％。
实施例10
采用4mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:9，在80℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解6h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的94.60％，铕Eu含量占稀土总量的5.18％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH质量比为1:3均匀混合，在400℃下碱熔焙烧7h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用8mol/L的HCl溶液，固液比为1:16，在20℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解3h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的51.36％，铽Tb含量占稀土总量的30.38％，钇Y含量占稀土总量的10.03％，铕Eu含量占稀土总量的5.36％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为92.5％，其中钇Y浸出率为96.2％，铕Eu浸出率为95.4％，铈Ce浸出率为74.5％，铽Tb浸出率为73.0％。
实施例11
采用5mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:8，在20℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解4h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的93.93％，铕Eu含量占稀土总量的5.06％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：KOH质量比为1:2均匀混合，在500℃下碱熔焙烧8h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用9mol/L的HCl溶液，固液比为1:18，在30℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解4h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的50.75％，铽Tb含量占稀土总量的29.54％，钇Y含量占稀土总量的10.48％，铕Eu含量占稀土总量的5.66％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为93.2％，其中钇Y浸出率为98.5％，铕Eu浸出率为98.3％，铈Ce浸出率为73.5％，铽Tb浸出率为70.6％。实施例12
采用6mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:7，在30℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解2h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的93.84％，铕Eu含量占稀土总量的5.03％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH与KOH混合碱为1:1均匀混合，在600℃下碱熔焙烧1h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用10mol/L的HCl溶液，固液比为1:20，在40℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解5h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的51.57％，铽Tb含量占稀土总量的30.93％，钇Y含量占稀土总量的10.46％，铕Eu含量占稀土总量的5.28％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为91.8％，其中钇Y浸出率为97.3％，铕Eu浸出率为96.2％，铈Ce浸出率为74.5％，铽Tb浸出率为70.1％。
实施例13
采用7mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:6，在40℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解1h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的93.75％，铕Eu含量占稀土总量的5.01％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH质量比为1:4均匀混合，在700℃下碱熔焙烧2h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用3mol/L的HCl溶液，固液比为1:10，在50℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解6h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的50.78％，铽Tb含量占稀土总量的30.36％，钇Y含量占稀土总量的10.54％，铕Eu含量占稀土总量的5.73％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为93.9％，其中钇Y浸出率为99.2％，铕Eu浸出率为98.3％，铈Ce浸出率为74.2％，铽Tb浸出率为71.4％。实施例14
采用8mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:5，在50℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解3h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的93.63％，铕Eu含量占稀土总量的4.99％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：KOH质量比为1:3均匀混合，在800℃下碱熔焙烧3h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用4mol/L的HCl溶液，固液比为1:12，在60℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解7h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的48.18％，铽Tb含量占稀土总量的28.45％，钇Y含量占稀土总量的12.54％，铕Eu含量占稀土总量的5.97％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为92.5％，其中钇Y浸出率为98.2％，铕Eu浸出率为97.4％，铈Ce浸出率为73.8％，铽Tb浸出率为69.5％。
实施例15
采用9mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:4，在60℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解5h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为1.5mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的94.20％，铕Eu含量占稀土总量的5.16％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH与KOH混合碱质量比为1:2均匀混合，在500℃下碱熔焙烧4h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用5mol/L的HCl溶液，固液比为1:14，在70℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解8h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的50.75％，铽Tb含量占稀土总量的30.32％，钇Y含量占稀土总量的9.53％，铕Eu含量占稀土总量的5.26％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为92.9％，其中钇Y浸出率为97.4％，铕Eu浸出率为96.7％，铈Ce浸出率为73.4％，铽Tb浸出率为71.8％。
实施例16
采用10mol/L的HCl溶液溶解废旧稀土发光材料，固液比为1:3，在70℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解7h，获得稀土滤液1。在稀土滤液1添加适量Na2SO4，浓度为2mol/L，Ca2+以CaSO4形式沉淀回收，同时获得富钇铕型稀土滤液，其中钇Y占稀土总量的93.82％，铕Eu含量占稀土总量的5.03％。经过HCl溶液优先溶解后的滤渣，按滤渣：NaOH质量比为1:1均匀混合，在600℃下碱熔焙烧5h，获得碱熔产物。碱熔产物采用去离子水多次清洗，将NaAlO2洗尽。采用6mol/L的HCl溶液，固液比为1:16，在80℃下对碱熔洗涤后产物进行搅拌酸解9h，获得稀土第二滤液和第二滤渣，其中第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔。稀土第二滤液，添加适量Na2SO4，浓度为0.5mol/L，杂质离子Mg2+、Ba2+以(Mg,Ba)SO4形式沉淀，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，其中铈Ce含量占稀土总量的50.47％，铽Tb含量占稀土总量的30.57％，钇Y含量占稀土总量的9.54％，铕Eu含量占稀土总量的5.26％。待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物。稀土总浸出率为94.3％，其中钇Y浸出率为98.7％，铕Eu浸出率为98.2％，铈Ce浸出率为74.4％，铽Tb浸出率为70.7％。
Claims (3)
1.一种两代酸解分解废旧稀土发光材料的方法，其特征在于包括以下步骤：
(1)废旧稀土发光材料采用HCl溶液优先溶解其中的红粉Y2O3:Eu，获得稀土滤液和滤渣；
(2)稀土滤液添加Na2SO4，Ca2+以CaSO4沉淀回收，获得富钇铕型稀土滤液，待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物；
滤渣与碱混合在高温下进行碱熔：按滤渣:碱为1:1～1:4质量比均匀混合，碱为NaOH和KOH的一种或混合，在400～800℃下碱熔焙烧1～8h，获得碱熔产物；
(3)碱熔产物采用去离子水洗涤，去离子水:碱熔产物质量比为10:1，清洗5～8次，经固液分离得到含稀土的洗涤物与含NaAlO2的洗涤液，达到稀土元素与非稀土元素Al的高效分离；
(4)采用HCl溶液对步骤(3)的洗涤物进行二次酸解，得到第二滤渣和第二滤液；第二滤渣重新回到碱熔工艺中，继续碱熔，提高稀土总回收率；第二滤液经过添加Na2SO4，去除杂质离子Mg2+、Ba2+，最终获得铽Tb、铈Ce的富集液，待继续萃取分离提纯以获得高纯稀土产物；
所述步骤(1)采用3～10mol/L的HCl溶液，固液比为1:3～1:10，在20～80℃下对废旧稀土发光材料进行搅拌酸解1～10h，获得稀土滤液；
所述步骤(4)中，洗涤物采用3～10mol/L的HCl溶液，在20～80℃下进行搅拌酸解1～10h，其中固液比为1:10～1:20，获得第二滤液和第二滤渣。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤(2)中，Na2SO4的浓度为0.5～2mol/L。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤(4)中，所述Na2SO4的浓度为0.5～2mol/L。
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Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
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| JP3950968B2 (ja) * | 2003-01-27 | 2007-08-01 | 独立行政法人産業技術総合研究所 | ＹおよびＥｕを分離回収する方法 |
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2013
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Patent Citations (1)
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|---|---|---|---|---|
| CN102312098A (zh) * | 2011-09-28 | 2012-01-11 | 武汉理工大学 | 一种从废弃荧光粉中分离提纯荧光级氧化钇和氧化铕的方法 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
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