CN102660688B - 一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法 - Google Patents

一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN102660688B
CN102660688B CN201210144094.0A CN201210144094A CN102660688B CN 102660688 B CN102660688 B CN 102660688B CN 201210144094 A CN201210144094 A CN 201210144094A CN 102660688 B CN102660688 B CN 102660688B
Authority
CN
China
Prior art keywords
rare earth
extraction
organic phase
waste
acid
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Expired - Fee Related
Application number
CN201210144094.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN102660688A (zh
Inventor
张深根
刘虎
潘德安
田建军
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
University of Science and Technology Beijing USTB
Original Assignee
University of Science and Technology Beijing USTB
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by University of Science and Technology Beijing USTB filed Critical University of Science and Technology Beijing USTB
Priority to CN201210144094.0A priority Critical patent/CN102660688B/zh
Priority to PCT/CN2012/078960 priority patent/WO2013166781A1/zh
Publication of CN102660688A publication Critical patent/CN102660688A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN102660688B publication Critical patent/CN102660688B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B59/00—Obtaining rare earth metals
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00—Compounds of rare earth metals
    • C01F17/20—Compounds containing only rare earth metals as the metal element
    • C01F17/206—Compounds containing only rare earth metals as the metal element oxide or hydroxide being the only anion
    • C01F17/218—Yttrium oxides or hydroxides
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00—Compounds of rare earth metals
    • C01F17/20—Compounds containing only rare earth metals as the metal element
    • C01F17/206—Compounds containing only rare earth metals as the metal element oxide or hydroxide being the only anion
    • C01F17/224—Oxides or hydroxides of lanthanides
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00—Compounds of rare earth metals
    • C01F17/20—Compounds containing only rare earth metals as the metal element
    • C01F17/206—Compounds containing only rare earth metals as the metal element oxide or hydroxide being the only anion
    • C01F17/224—Oxides or hydroxides of lanthanides
    • C01F17/235—Cerium oxides or hydroxides
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00—Compounds of rare earth metals
    • C01F17/20—Compounds containing only rare earth metals as the metal element
    • C01F17/247—Carbonates
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C09—DYES; PAINTS; POLISHES; NATURAL RESINS; ADHESIVES; COMPOSITIONS NOT OTHERWISE PROVIDED FOR; APPLICATIONS OF MATERIALS NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
    • C09K—MATERIALS FOR MISCELLANEOUS APPLICATIONS, NOT PROVIDED FOR ELSEWHERE
    • C09K11/00—Luminescent, e.g. electroluminescent, chemiluminescent materials
    • C09K11/01—Recovery of luminescent materials
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C09—DYES; PAINTS; POLISHES; NATURAL RESINS; ADHESIVES; COMPOSITIONS NOT OTHERWISE PROVIDED FOR; APPLICATIONS OF MATERIALS NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
    • C09K—MATERIALS FOR MISCELLANEOUS APPLICATIONS, NOT PROVIDED FOR ELSEWHERE
    • C09K11/00—Luminescent, e.g. electroluminescent, chemiluminescent materials
    • C09K11/08—Luminescent, e.g. electroluminescent, chemiluminescent materials containing inorganic luminescent materials
    • C09K11/77—Luminescent, e.g. electroluminescent, chemiluminescent materials containing inorganic luminescent materials containing rare earth metals
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006—Wet processes
    • H—ELECTRICITY
    • H01—ELECTRIC ELEMENTS
    • H01J—ELECTRIC DISCHARGE TUBES OR DISCHARGE LAMPS
    • H01J9/00—Apparatus or processes specially adapted for the manufacture, installation, removal, maintenance of electric discharge tubes, discharge lamps, or parts thereof; Recovery of material from discharge tubes or lamps
    • H01J9/52—Recovery of material from discharge tubes or lamps
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
    • C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
    • C01P2006/80—Compositional purity
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02W—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
    • Y02W30/00—Technologies for solid waste management
    • Y02W30/50—Reuse, recycling or recovery technologies
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02W—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
    • Y02W30/00—Technologies for solid waste management
    • Y02W30/50—Reuse, recycling or recovery technologies
    • Y02W30/60—Glass recycling
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02W—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
    • Y02W30/00—Technologies for solid waste management
    • Y02W30/50—Reuse, recycling or recovery technologies
    • Y02W30/82—Recycling of waste of electrical or electronic equipment [WEEE]

Abstract

一种从废旧稀土发光材料中分离回收稀土的方法，工艺步骤是：废旧稀土发光材料的收集，包括稀土荧光灯的快速识别及其拆解破碎、CRT显示器的破碎、废旧稀土发光材料与玻璃基体剥离和收集；废旧稀土发光材料的预处理，包括脱汞氧化沉淀、碱熔和酸解；稀土元素的萃取分离得到稀土氯化物富集物；稀土元素的萃取提纯得到高纯稀土氯化物；稀土元素的沉淀分离得到草酸稀土或碳酸稀土沉淀物；草酸稀土或碳酸稀土沉淀物焙烧得到高纯级稀土氧化物。本方法实现了稀土元素Ce、Eu、Tb、Y与Mg、Ba、Ca等杂质元素分离和轻、中、重稀土元素全分离回收，并提纯得到高纯稀土氧化物，使资源得到了综合回收利用，工艺流程合理、经济实用，稀土回收率高，产物附加值高。

Description

一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法
技术领域
本发明属于资源循环再利用领域，特别是涉及一种从废旧稀土发光材料中综合回收稀土的方法。
背景技术
稀土用量日益增长，战略地位日益凸显，被誉为“工业味精”、“工业维生素”等，是高新技术必不可少的工业原料，被广泛应用于电子信息、国防军工、冶金机械、石油化工、农牧等各个领域。我国是世界上稀土最丰富的国家，长期提供世界稀土需求量的90%以上，导致我国从20世纪70年代占世界总量的74%，下降到33%，并且环境污染严重，生态破坏加剧。
我国稀土二次资源回收发展空间和潜力巨大。目前我国日光灯灯管产量和使用量居世界首位，2010年我国电光源总产量为80亿支，其中稀土荧光灯15亿支，稀土荧光粉约6000吨。显像管是阴极射线管（CRT）电视机的关键部件，约占CRT 电视机总质量的60%。据统计，2008 年，我国电视机居民保有量为50 419 万台。从2005年起我国迎来电视机更新换代的高峰，预计每年至少有500万台电视机报废，CRT显像管屏玻璃上的荧光粉涂层含有金属络合物等物质、铕、钇等稀土金属元素，稀土荧光粉含量10-60g/只。
目前国内对废弃荧光灯稀土资源回收研究较少，基本处于起步阶段，大部分废旧荧光灯随生活垃圾进行焚烧或掩埋，荧光灯中的稀土金属及少量的汞的环境累积性、生物吸收与富集性、通过食物链摄入机体内的蓄积性及其可能产生的生物毒性效应对人体和环境都造成巨大的危害，国外在处理废弃荧光灯，仅处理灯管中汞的，废旧CRT显示器绝大多数仅仅回收其中的玻璃部分，均未对有价值的三基色荧光粉实现稀土元素Ce、Eu、Tb和Y高效地全分离、提纯和回收。
废旧稀土发光材料等二次资源循环再利用与原生稀土矿产最大的区别有两点：一是废旧稀土发光材料经过高温煅烧合成的陶瓷相，一般为方铁锰矿立方晶系、磁铅矿六方晶系、独居石单斜晶系、单斜晶系SiO4四面体β-氧化铝六方晶系、磷灰石六方晶系等结构，晶体结构复杂，结构稳定，稀土离子难以分离；二是废旧稀土发光材料含有大量的Al元素，严重影响稀土的回收，特别是稀土的回收率低。
废旧稀土荧光灯及其废旧稀土发光材料回收再利用的三大关键技术，即汞污染、陶瓷相晶体结构解体和Al杂质元素脱除，国内外没有相关的成套技术和工艺解决。随着稀土，特别是战略性中重稀土资源，日益匮乏，迫切需要继续开发废旧稀土发光材料回收再利用的成套关键技术和工艺。
发明内容
本发明目的是提供一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，通过废旧稀土发光材料的收集、预处理、萃取分离、萃取提纯、沉淀和焙烧，解决废旧稀土荧光灯及其废旧稀土发光材料回收再利用的汞污染、陶瓷相晶体结构解体和Al杂质元素脱除的问题，最大限度杜绝了回收过程的二次污染问题，同时提高稀土的回收率，易于工业化生产。
本发明的主要步骤如下：
1）废旧稀土发光材料的收集，包括稀土荧光灯的快速识别及其拆解破碎、CRT显示器的破碎、废旧稀土发光材料与玻璃基体剥离和收集；
2）废旧稀土发光材料的预处理，包括脱汞氧化沉淀、碱熔和酸解；
3）稀土元素的萃取分离，得到稀土氯化物富集物；
4）稀土元素的萃取提纯，得到99.9%-99.9999%稀土氯化物；
5）稀土元素的沉淀分离，得到99.9%-99.9999%草酸稀土或碳酸稀土沉淀物；
6）草酸稀土或碳酸稀土沉淀物的焙烧，得到99.9%-99.9999%稀土氧化物。
所述稀土元素主要为铈、铽、铕、钇。
以上所述的主要步骤具体包括：
1）废旧稀土发光材料的收集：
（a）采用人工辅助方式，快速识别废旧稀土荧光灯，采用全封闭式破碎，负压收集汞蒸汽，采用硫化沉淀及活性炭吸附等方式回收汞；荧光粉、玻璃及灯头等采用重力分选方式收集。
（b）CRT显像管屏锥分离，负压收集稀土荧光粉，铅玻璃集中交于专业机构处理；
2）废旧稀土发光材料的预处理：
（a）脱汞：废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为10~30wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.2~1g/L高锰酸钾进行氧化反应，添加硫化锌0.3~0.8g/L，通过硫化反应沉淀Hg2+,脱汞时间为0.5~5h，最后通过活性炭去除荧光粉中的残余汞。
（b）碱熔：按将清洗后的废旧稀土发光材料与碱混合搅拌均匀，（按质量比计）废旧稀土发光材料：NaOH或KOH为1:1~10，在600~1200℃下碱熔1~10h，碱熔产物经二次去离子多次洗涤后，进入下一步酸解工艺。
（c）酸解：经洗涤后的碱熔产物，采用3~8mol/L的盐酸，配制成固液比为1:3~10的酸解液，用氨水调节pH在3~5范围，添加2~5wt%的PAC絮凝剂，在20~80℃酸解1~8h，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
3）稀土元素萃取分离：
将氯化稀土溶液的pH值调节在3.5~4.5范围内，且其中RECl3含量为0.5~1.5mol/L，萃取剂采用0.5~1.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为0.6~1 mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，用V有表示有机萃取剂体积，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比为V有：V料：V洗=2~3:1:0.2~0.3，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用1.5~2.5mol/L的盐酸反萃中稀土，用V新有表示新有机相的体积，V料有表示料液中有机相的体积，V水表示水相体积，流比为V新有：V料有：V水=0.1~0.15:1:0.1~0.15进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用3.5~4.5mol/L盐酸反萃取重稀土，用V有表示有机相体积，V水表示水相体积，相比为V有:V水=1:0.1~0.2，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
4）稀土元素萃取提纯：
（a）铈的提纯：
将铈富集物，经草酸沉淀、焙烧后，用硫酸溶解，调配料液含RECl3为0.5~1.5mol/L，加入高锰酸钾10~50g/L与料液混合，萃取剂为0.5~1.5mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.2~1mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，用V有表示有机萃取剂，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比为V有：V料：V洗=1.5~2.5:1:0.4~0.8，得到轻稀土液(CeCl4)。再用1.5~2.5mol/L 盐酸反萃轻稀土，用V有表示有机相体积，V水表示水相体积，相比为V有：V水=1:0.1~0.2，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
（b）铽的提纯：
以铽富集物为原料，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为0.5~1.5mol/L，萃取剂为0.5~1.5mol/L mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度25%~40%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用3~5.5mol/L盐酸洗液，用V有表示有机萃取剂，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比V有：V料：V洗=6~20:1: 0.3~1.8，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，用V有表示有机萃取剂，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，V有：V料：V洗=6.5~18:1:0.35~2.0。经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
（c）铕的提纯：
以铕富集物为原料，调配料液含RECl3为0.5~1.5mol/L，pH值为1~4，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为5~30g/百克树脂，流速为0.5~1.5 ml /min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.5，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为0.3~1.5 mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为5~20g/百克树脂，流速为1.5~2.2ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
（d）钇的提纯：
以钇富集物为原料，调配料液含RECl3为0.5~1.5 mol/L，pH=2~3，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为70~90%，分流萃取后有机相用浓度为2~3mol/L盐酸洗涤，用V有表示有机萃取剂，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比为V有：V料：V洗=6~8:1:1~2，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1~2mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.1~0.5mol/L盐酸，进行反萃，V料表示新添加的料液体积，V反萃酸Ⅰ表示反萃酸Ⅰ体积，V反萃酸Ⅱ表示反萃酸Ⅱ体积，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=6~8:1:1~2:8~9。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
5）稀土沉淀分离：
待沉料液，经过调节pH值除杂质后，采用非氨氮沉淀工艺，通过CP草酸或纯碱沉淀1~5h完全后，再用二次离子水充分洗涤后送焙烧。
6）高温焙烧：
沉淀物经高温焙烧，脱水、碳化、氧化等后，制得4N~6N的稀土氧化物，其中焙烧温度为600~1200℃，焙烧时间为1~10h。
本发明的优点：
本发明采用全湿成套绿色工艺回收废旧稀土发光材料中的稀土元素，实现对废旧稀土发光材料中铈、铽、铕、钇、轻、中、重稀土元素的全分离及提纯，稀土元素回收率高。从废旧稀土发光材料中回收稀土，不仅保护了我国宝贵的中重稀土战略资源，而且保护了环境。一方面避免了废旧稀土产品本身带来的污染；另一方面，减少了南方离子型稀土矿产资源消耗，大大减轻了稀土矿产的采、选、冶带来的严重环境负担。本发明的主要优点有：
1、本发明可以使废旧稀土荧光灯的收集，脱汞，解决了汞的环境污染问题；
2、本发明能够使废旧稀土发光材料的陶瓷相晶体结构解体，从而使稀土离子得以分离进行下一步萃取提纯；
3、本发明可以高效脱除Al杂质元素，提高了稀土回收率。目前，国内外还没有相关的成套技术和工艺解决方案；
4、本发明解决了废旧稀土发光材料回收再利用过程中的萃取尾液循环再利用问题，减少了原料投入和废物排放，实现了节能减排。
总之，本发明解决废旧稀土荧光灯及其废旧稀土发光材料回收再利用的汞污染、陶瓷相晶体结构解体和Al杂质元素脱除三大关键技术，最大限度杜绝了回收过程的二次污染问题，具有稀土的回收率高、不造成二次污染的特点，设备简单，易于工业化生产。
附图说明
图1是本发明从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法的整体实施工艺流程图，分六部分：（1）废旧稀土发光材料的的收集；（2）废旧稀土发光材料的的预处理；（3）稀土元素的萃取分离；（4）稀土元素的萃取提纯；（5）稀土元素的沉淀；（6）稀土元素沉淀物焙烧。
图2是本发明中废旧稀土发光材料中轻、中、重稀土萃取全分离工艺流程图
图3是本发明中稀土元素铈的提纯工艺流程图
图4是本发明中稀土元素铽的提纯工艺流程图
图5是本发明中稀土元素铕的提纯工艺流程图
图6是本发明中稀土元素钇的提纯工艺流程图。
具体实施方式
以下结合附图，用实例对本发明从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法做进一步说明。
实施例1
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为20wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.8g/L高锰酸钾进行氧化脱汞4h，硫化锌添加量为 0.8g/L清洗液，通过硫化沉淀Hg2+,最后通过活性炭去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（NaOH）混合搅拌均匀，按质量比1:6加水搅拌均匀后，在800℃下碱熔1小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余NaOH和部分NaAlO2得到含稀土的不溶物。采用6mol/L的盐酸进行在70℃酸解2h，不溶物与盐酸的固液比为1:10，酸解液用氨水经调节pH为3，添加4wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为4，且其中RECl3含量为0.5mol/L，萃取剂采用0.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为0.9mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=2:1:0.2，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用2.5mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.1:1:0.1进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用3.5mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为1.5mol/L，加入高锰酸钾30g/L与料液混合，萃取剂为1mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.7mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=1.5:1:0.4，得到轻稀土液(CeCl4)。再用2mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.1，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为0.5mol/L，萃取剂为1mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度35%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用5.5mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=6:1:0.3，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=6.5:1:0.35，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，pH值为1，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为10g/百克树脂，流速为0.5ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.5，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为0.8mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为15g/百克树脂，流速为2ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，pH=2.5，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为80%，分流萃取后有机相用浓度为3mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=6:1:1，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.3mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=6:1:1:8。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为1h，用二次离子水充分洗涤后在1000℃下焙烧1h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。
实施例2
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为30wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为1g/L高锰酸钾进行氧化脱汞5h，去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（KOH）混合搅拌均匀，按质量比1:10加水搅拌均匀后，在1000℃下碱熔3小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余KOH和部分KAlO2得到含稀土的不溶物。采用8mol/L的盐酸在60℃进行酸解4h，不溶物与盐酸的固液比为1:3，酸解液用氨水经调节pH为4，添加5wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为3.5，且其中RECl3含量为1mol/L，萃取剂采用1.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为0.6mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=2.5:1:0.25，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用1.5mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.15:1:0.15进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用4mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，加入高锰酸钾50g/L与料液混合，萃取剂为1.5mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.2mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=2:1:0.6，得到轻稀土液(CeCl4)。再用1.5mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.15，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为1mol/L，萃取剂为0.5mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度40%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用3mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=10:1:0.8，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=12:1:1，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，pH值为2，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为5g/百克树脂，流速为1ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.7，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为1.2mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为20g/百克树脂，流速为1.5ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，pH=2，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为90%，分流萃取后有机相用浓度为2mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=7:1:1.5，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1.5mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.1mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=7:1:1.5:8.5。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为2h，用二次离子水充分洗涤后在600℃下焙烧3h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。
实施例3
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为10wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.2g/L高锰酸钾进行氧化脱汞0.5h，去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（NaOH）混合搅拌均匀，按质量比1:2加水搅拌均匀后，在1200℃下碱熔5小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余NaOH和部分NaAlO2得到含稀土的不溶物。采用3mol/L的盐酸在80℃进行酸解6h，不溶物与盐酸的固液比为1:5，酸解液用氨水经调节pH为5，添加2wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为4，且其中RECl3含量为1.5mol/L，萃取剂采用0.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为0.8mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=3:1:0.3，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用2mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.15:1:0.1进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用4.5mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，加入高锰酸钾10g/L与料液混合，萃取剂为0.5mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.4mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=2.5:1:0.8，得到轻稀土液(CeCl4)。再用2mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.1，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为1.5mol/L，萃取剂为1mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度25%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用4.5mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=15:1:1.2，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=18:1:1.5，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为1.5mol/L，pH值为3，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为10g/百克树脂，流速为0.5ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.9，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为1.5mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为5g/百克树脂，流速为2ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为1.5mol/L，pH=2.5，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为70%，分流萃取后有机相用浓度为2.5mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=8:1:2，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为2mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.2mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=8:1:2:9。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为3h，用二次离子水充分洗涤后在700℃下焙烧5h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。
实施例4
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为20wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.5g/L高锰酸钾进行氧化脱汞2h，去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（KOH）混合搅拌均匀，按质量比1:4加水搅拌均匀后，在600℃下碱熔7小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余KOH和部分KAlO2得到含稀土的不溶物。采用5mol/L的盐酸在20℃下进行酸解8h，不溶物与盐酸的固液比为1:7，酸解液用氨水经调节pH为3，添加3wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为4.5，且其中RECl3含量为0.5mol/L，萃取剂采用1mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为1mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=2:1:0.2，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用2.5mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.15:1:0.1进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用3.5mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为1.5mol/L，加入高锰酸钾20g/L与料液混合，萃取剂为1mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.6mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=2.5:1:0.4，得到轻稀土液(CeCl4)。再用2.5mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.15，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为0.5mol/L，萃取剂为1.5mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度30%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用3mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=20:1:1.8，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=6.5:1:1.2，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，pH值为4，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为15g/百克树脂，流速为1ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.2，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为0.4mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为10g/百克树脂，流速为2.5ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，pH=3，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为80%，分流萃取后有机相用浓度为2mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=7:1:1，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.3mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=7:1:1:8。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为4h，用二次离子水充分洗涤后在800℃下焙烧7h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。
实施例5
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为10wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.8g/L高锰酸钾进行氧化脱汞3h，去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（NaOH）混合搅拌均匀，按质量比1:6加水搅拌均匀后，在800℃下碱熔9小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余NaOH和部分NaAlO2得到含稀土的不溶物。采用6mol/L的盐酸进行在60℃酸解1h，不溶物与盐酸的固液比为1:10，酸解液用氨水经调节pH为4，添加4wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为3.5，且其中RECl3含量为1mol/L，萃取剂采用1.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为0.6mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=2.5:1:0.2，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用1.5mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.1:1:0.1进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用4mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，加入高锰酸钾30g/L与料液混合，萃取剂为1.5mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.8mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=2:1:0.4，得到轻稀土液(CeCl4)。再用1.5mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.2，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为1mol/L，萃取剂为0.5mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度35%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用3.5mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=20:1:0.3，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=12:1:0.35，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，pH值为1，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为20g/百克树脂，流速为1.5ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.4，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为0.6mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为15g/百克树脂，流速为1.5ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，pH=2，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为90%，分流萃取后有机相用浓度为2.5mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=7:1:1.5，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1.5mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.4mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=7:1:2:8.5。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为5h，用二次离子水充分洗涤后在900℃下焙烧9h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。
实施例6
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为20wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为1g/L高锰酸钾进行氧化脱汞0.5h，去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（KOH）混合搅拌均匀，按质量比1:8加水搅拌均匀后，在1000℃下碱熔2小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余KOH和部分KAlO2得到含稀土的不溶物。采用8mol/L的盐酸在80℃下酸解3h，不溶物与盐酸的固液比为1:4，酸解液用氨水经调节pH为3，添加5wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为4，且其中RECl3含量为1.5mol/L，萃取剂采用0.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为0.8mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=3:1:0.2，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用2mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.15:1:0.15进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用4.5mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，加入高锰酸钾40g/L与料液混合，萃取剂为0.5mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以1mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=1.5:1:0.8，得到轻稀土液(CeCl4)。再用2mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.1，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为1.5mol/L，萃取剂为1mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度40%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用4mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=10:1:1.2，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=18:1:2，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为1.5mol/L，pH值为2，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为25g/百克树脂，流速为0.5ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.6，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为0.8mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为20g/百克树脂，流速为2ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为1.5mol/L，pH=2.5，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为70%，分流萃取后有机相用浓度为3mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=6:1:2，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为2mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.5mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=8:1:2:2.5。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为1h，用二次离子水充分洗涤后在1000℃下焙烧8h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。
实施例7
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为30wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.2g/L高锰酸钾进行氧化脱汞1.5h，去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（NaOH）混合搅拌均匀，按质量比1:1加水搅拌均匀后，在1200℃下碱熔6小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余NaOH和部分NaAlO2得到含稀土的不溶物。采用3mol/L的盐酸在30℃进行酸解5h，不溶物与盐酸的固液比为1:6，酸解液用氨水经调节pH为4，添加2wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为4.5，且其中RECl3含量为0.5mol/L，萃取剂采用1mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为1mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=2:1:0.25，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用2.5mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.15:1:0.1进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用3.5mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为1.5mol/L，加入高锰酸钾50g/L与料液混合，萃取剂为1mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.3mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=2.5:1:0.4，得到轻稀土液(CeCl4)。再用2.5mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.15，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为0.5mol/L，萃取剂为1.5mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度25%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用4.5mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=15:1:0.8，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=12:1:1.5，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，pH值为3，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为30g/百克树脂，流速为1ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.8，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为1mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为5g/百克树脂，流速为2.5ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为0.5mol/L，pH=3，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为80%，分流萃取后有机相用浓度为2mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=8:1:1，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.1mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=8:1:1:8。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为2h，用二次离子水充分洗涤后在1100℃下焙烧6h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。
实施例8
废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽。废旧荧光粉采用浓度为10wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.5g/L高锰酸钾进行氧化脱汞3h，去除荧光粉中的残余汞。
将清洗后的废旧稀土发光材料与碱（KOH）混合搅拌均匀，按质量比1:3加水搅拌均匀后，在600℃下碱熔10小时后得到的碱熔产物，用二次去离子水洗涤去除剩余KOH和部分KAlO2得到含稀土的不溶物。采用5mol/L的盐酸在50℃进行酸解7h，不溶物与盐酸的固液比为1:8，酸解液用氨水经调节pH为5，添加3wt%的PAC絮凝剂，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液。
将氯化稀土溶液的pH值调节为3.5，且其中RECl3含量为1mol/L，萃取剂采用1.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离。首先进行轻稀土分组，将稀土（Ce、Eu、Tb和Y）萃入有机相，以浓度为0.7mol/L盐酸作洗涤液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，流比为V有：V料：V洗=2.5:1:0.3，得到CeCl3溶液。轻稀土分组出口有机相1用2mol/L的盐酸反萃中稀土，流比为V新有：V料有：V水=0.15:1:0.1进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用4mol/L盐酸反萃取重稀土，流比为V有：V水=2:0.5，经过多级萃取，得到钇富集物，其中钇含量约75%。
铈的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，加入高锰酸钾10g/L与料液混合，萃取剂为1.5mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土（Ce）萃入有机相4，以0.5mol/L盐酸为酸洗液2将进入有机相5的中重稀土洗下，流比为V有：V料：V洗=1.5:1:0.6，得到轻稀土液(CeCl4)。再用1.5mol/L 盐酸反萃轻稀土，相比为V有：V水=1:0.2，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
铽的提纯，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为1mol/L，萃取剂为0.5mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度30%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用5mol/L盐酸洗液，流比V有：V料：V洗=6:1:1.8，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段采用与第一段相同的有机相和洗涤液，V有：V料：V洗=18:1:0.35，经多次萃取，最终获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
铕的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，pH值为4，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为20g/百克树脂，流速为1.5ml/min·cm2，流出液为纯铕溶液。然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为1，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙等杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为0.3mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为10g/百克树脂，流速为1.5ml/min·cm2，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
钇的提纯，调配料液含RECl3为1mol/L，pH=2，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为90%，分流萃取后有机相用浓度为2.5mol/L盐酸洗涤，流比为V有：V料：V洗=7:1:2，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液。经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1.5mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.2mol/L盐酸，进行反萃，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=9:1:1.5:8.5。二次反萃液分别有出口，第一次反萃液中的钇含量较高，纯度约99%，第二次反萃液中主要含非以重稀土元素，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化可返回使用，经多次萃取最终获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
将获得的高纯氯化稀土，分别采用草酸沉淀，沉淀反应时间为3h，用二次离子水充分洗涤后在1200℃下焙烧4h，分别制得4N~6N的稀土氧化物。

Claims (8)

1.一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述的回收方法包括废旧荧光粉的收集、预处理、萃取分离、萃取提纯、沉淀、焙烧，主要包括以下步骤：
1）废旧稀土发光材料的收集，包括稀土荧光灯的快速识别及其拆解破碎、CRT显示器的破碎、废旧稀土发光材料与玻璃基体剥离和收集；
2）废旧稀土发光材料的预处理，包括脱汞氧化沉淀、碱熔和酸解；
（a）脱汞：废弃荧光灯和CRT显示器，经拆解破碎，负压收集汞蒸汽，废旧稀土发光材料采用浓度为10~30wt%的丙酮溶液清洗，采用浓度为0.2~1g/L高锰酸钾进行氧化反应，添加硫化锌0.3~0.8g/L，通过硫化反应沉淀Hg2+,脱汞时间为0.5~5h，最后通过活性炭去除荧光粉中的残余汞；
（b）碱熔：按将清洗后的废旧稀土发光材料与碱混合搅拌均匀，按质量比废旧稀土发光材料：NaOH或KOH为1:1~10，在600~1200℃下碱熔1~10h，碱熔产物经二次去离子水多次洗涤后，进入下一步酸解工艺；
（c）酸解：经洗涤后的碱熔产物，采用3~8mol/L的盐酸，配制成固液比为1:3~10的酸解液，用氨水调节pH值在3~5范围，添加2~5wt%的PAC絮凝剂，在20~80℃酸解1~8h，去除酸解溶液中的Al3+，得到氯化稀土溶液；
3）稀土元素的萃取分离，得到稀土氯化物富集物；
4）稀土元素的萃取提纯，得到99.9%-99.9999%稀土氯化物；
5）稀土元素的沉淀分离，得到99.9%-99.9999%草酸稀土或碳酸稀土沉淀物；
6）草酸稀土或碳酸稀土沉淀物的焙烧，得到99.9%-99.9999%稀土氧化物；
所述稀土元素主要为铈、铽、铕、钇。
2.根据权利要求1所述的从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述步骤3）是将酸解得的氯化稀土溶液的pH值调节在3.5~4.5范围内，且其中RECl3含量为0.5~1.5mol/L，萃取剂采用0.5~1.5mol/L 的P204-磺化煤油，进行稀土的萃取分离；首先进行轻稀土分组，将稀土Ce、Eu、Tb和Y萃入有机相，以浓度为0.6~1 mol/L盐酸作酸洗液1将进入有机相的轻稀土Ce洗下，用V有表示有机相体积，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比为V有：V料：V洗=2~3:1:0.2~0.3，得到CeCl3溶液；轻稀土分组出口有机相1用1.5~2.5mol/L的盐酸反萃中稀土，用V新有表示新有机相的体积，V料有表示料液中有机相的体积，V水表示水相体积，流比为V新有：V料有：V水=0.1~0.15:1:0.1~0.15进行中稀土分组，最后用P204-磺化煤油作有机相萃取重稀土，出口水相2分别得到含铕、铽富集物，中稀土分组后的出口有机相2用3.5~4.5mol/L盐酸反萃取重稀土，用V有表示有机相体积，V水表示水相体积，V有:V水=1:0.1~0.2，经过多级萃取，得到钇富集物；重稀土反萃液采用浓差渗析法或蒸发法回收盐酸。
3.根据权利要求1所述的一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述步骤4）中铈的提纯是将铈富集物，经草酸沉淀、焙烧后，用硫酸溶解，调配料液含RECl3为0.5~1.5mol/L，加入高锰酸钾10~50g/L与料液混合，萃取剂为0.5~1.5mol/L的P507-磺化煤油，将轻稀土Ce萃入有机相4，以0.2~1mol/L盐酸为酸洗液2，将进入有机相5的中重稀土洗下，用V有表示有机相体积，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比为V有：V料：V洗=1.5~2.5:1:0.4~0.8，得到CeCl4液，再用1.5~2.5mol/L 盐酸反萃轻稀土，用V有表示有机相体积，V水表示水相体积，V有：V水=1:0.1~0.2，经多级萃取后获得纯度为99.99%的氯化铈溶液。
4.根据权利要求1所述的一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述步骤4）中铽的提纯是以铽富集物为原料，采用分段分馏萃取，调配料液含RECl3为0.5~1.5mol/L，萃取剂为0.5~1.5mol/L的P204-磺化煤油，第一段分馏萃取：皂化度25%~40%的萃取剂与稀土料液同时进槽并流10级后成稀土皂化形式进槽，萃取后有机相7用3~5.5mol/L盐酸洗液，用V有表示有机相体积，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比V有：V料：V洗=6~20:1: 0.3~1.8，进入第二段分馏萃取：以第一萃取段流出的有机相8为料液，采用第二段与第一段相同的有机相和洗涤液，用V有表示有机相体积，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，V有：V料：V洗=6.5~18:1:0.35~2.0，经多次萃取后获得纯度为99.99%的氯化铽溶液。
5.根据权利要求1所述的一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述步骤4）中铕的提纯是以铕富集物为原料，调配料液含RECl3为0.5~1.5mol/L，pH值为1~4，使其流经装有锌粒的还原柱和与之串连的装有P507萃取树脂的萃取色层柱，控制进料量为5~30g/百克树脂，流速为0.5~1.5ml/(min·cm2)，流出液为纯铕溶液，然后将纯铕溶液用H2O2氧化二价铕成三价铕，并用盐酸调节酸度为0.5，流经P507萃取色层柱，控制流速和进料量稀土料，锌、钙杂质离子随流出液流出，铕则吸附在萃取色层柱上，采用浓度为0.3~1.5mol/L盐酸作为酸洗液5流经P507萃取色层柱，进料量为5~20g/百克树脂，流速为1.5~2.2ml/(min·cm2)，获得纯度为99.99%氯化铕溶液。
6.根据权利要求1所述的一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述步骤4）中钇的提纯中，以钇富集物为原料，调配料液含RECl3为0.5~1.5 mol/L，pH=2~3，采用萃取剂为环烷酸-长链醇-煤油，NaOH进行皂化，皂化度为70~90%，分流萃取后有机相用浓度为2~3mol/L盐酸洗涤，用V有表示有机相体积，V料表示料液体积，V洗表示洗涤液体积，流比为V有：V料：V洗=6~8:1:1~2，经多级萃取和洗涤后，出口水相11为纯度为99.995%氯化钇溶液，经洗涤后的含非钇稀土及少量钇的有机相11进行二次萃取，有机相用反萃酸Ⅰ，浓度为1~2mol/L盐酸，和反萃酸Ⅱ，浓度为0.1~0.5mol/L盐酸，进行反萃，V新有表示新有机相的体积，V新料表示新添加的料液体积，V反萃酸Ⅰ表示反萃酸Ⅰ体积，V反萃酸Ⅱ表示反萃酸Ⅱ体积，流比为V新有：V新料：V反萃酸Ⅰ：V反萃酸Ⅱ=6~8:1:1~2:8~9，两次反萃液分别有不同的出口，反萃取后的有机相13用纯水洗后去游离酸后，经钠皂化返回使用，经多次萃取后获到纯度为99.999%氯化钇溶液。
7.根据权利要求1所述的一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述步骤5）采用纯度为≥99.5%的草酸，进行沉淀反应为1~5h，沉淀物经二次去离子水洗涤后送焙烧。
8.根据权利要求1所述的一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法，其特征在于：所述步骤6）草酸稀土沉淀物经高温焙烧，脱水、碳化、氧化后，制得4N~6N的稀土氧化物，其中焙烧温度为600~1200℃，焙烧时间为1~10h。
CN201210144094.0A 2012-05-10 2012-05-10 一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法 Expired - Fee Related CN102660688B (zh)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201210144094.0A CN102660688B (zh) 2012-05-10 2012-05-10 一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法
PCT/CN2012/078960 WO2013166781A1 (zh) 2012-05-10 2012-07-20 一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201210144094.0A CN102660688B (zh) 2012-05-10 2012-05-10 一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN102660688A CN102660688A (zh) 2012-09-12
CN102660688B true CN102660688B (zh) 2014-09-17

Family

ID=46770262

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201210144094.0A Expired - Fee Related CN102660688B (zh) 2012-05-10 2012-05-10 一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法

Country Status (2)

Country Link
CN (1) CN102660688B (zh)
WO (1) WO2013166781A1 (zh)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106995884A (zh) * 2016-01-25 2017-08-01 安徽工业大学 一种从废弃荧光粉中提取稀土元素的方法

Families Citing this family (29)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103131875A (zh) * 2013-03-13 2013-06-05 龙南县中利再生资源开发有限公司 一种从废旧稀土发光材料中提取高纯稀土氧化物的制备工艺
CN103131862B (zh) * 2013-03-13 2016-09-14 龙南县中利再生资源开发有限公司 预处理分解法从荧光粉废料中提取高纯稀土氧化物
CN103627906B (zh) * 2013-12-09 2016-03-23 湖南稀土金属材料研究院 废稀土荧光灯的综合回收处理方法
US9409185B2 (en) 2014-04-17 2016-08-09 General Electric Company Systems and methods for recovery of rare-earth constituents from environmental barrier coatings
CN104388087B (zh) * 2014-11-21 2016-08-24 武汉理工大学 利用废弃荧光粉制备稀土荧光上转换材料的方法
CN104532006B (zh) * 2015-01-26 2016-08-17 山东科技大学 从废旧荧光粉中提取氧化铕和氧化钇的方法
JP6769437B2 (ja) 2015-08-26 2020-10-14 日立金属株式会社 軽希土類元素と重希土類元素を分離するために有用な方法
CN107384365A (zh) * 2016-05-17 2017-11-24 陕西安信显像管循环处理应用有限公司 荧光粉回收处理工艺
CN106191446B (zh) * 2016-07-05 2018-04-17 北京工业大学 一种从废弃荧光粉中回收稀土元素钇并制备树脂表面复合镀层的方法
US10533239B2 (en) 2016-11-01 2020-01-14 Battelle Energy Alliance, Llc Methods of recovering rare earth elements from a material
CN106636685A (zh) * 2016-11-15 2017-05-10 清远先导材料有限公司 从掺铈的硅酸钇镥晶体中提取稀土元素的方法
CN106636689B (zh) * 2017-01-04 2018-06-01 江西理工大学 一种从稀土废水池沉淀渣中提取稀土的方法
CN107119200B (zh) * 2017-04-26 2019-02-01 桑德（天津）再生资源投资控股有限公司 一种废旧混合稀土荧光粉高效回收稀土元素的方法
CN108707753B (zh) * 2018-07-06 2020-07-14 赣州富尔特电子股份有限公司 一种溶剂萃取回收含稀土废料的工艺
CN108928845A (zh) * 2018-08-01 2018-12-04 连云港高品再生资源有限公司 用于紧凑型荧光灯的高纯度氧化铈的制备方法
CN108570567A (zh) * 2018-08-01 2018-09-25 赣州有色冶金研究所 一种稀土萃取分离的方法和装置
CN109097566A (zh) * 2018-09-17 2018-12-28 江西理工大学 一种从风化壳淋积型稀土矿中回收稀土的方法
CN110964930B (zh) * 2018-09-30 2021-07-27 深圳市金航深海矿产开发集团有限公司 一种利用海底多金属结核制备掺钇三元正极材料及其前驱体的方法
CN110079672B (zh) * 2019-04-23 2021-03-05 南昌大学 基于磁控絮凝硅胶的稀土提取方法
CN110627104A (zh) * 2019-08-30 2019-12-31 赣州市恒源科技股份有限公司 荧光粉废料回收制备高纯稀土氧化物的方法
CN111560520A (zh) * 2020-05-16 2020-08-21 东华理工大学 一种从废弃荧光粉中清洁高效提取稀土元素的方法
CN113247939A (zh) * 2020-09-08 2021-08-13 江西明达功能材料有限责任公司 一种氧化镥及其制备方法
CN112588274B (zh) * 2020-12-21 2023-03-28 江苏南方永磁科技有限公司 一种分离铈的萃取材料及制备方法
CN113106271B (zh) * 2021-04-06 2022-01-14 中国科学院过程工程研究所 一种利用羧酸功能化离子液体高纯净化稀土元素钆的方法
CN113136495A (zh) * 2021-04-28 2021-07-20 江西理工大学 一种废弃荧光粉中稀土元素预富集的方法
CN114507785A (zh) * 2021-11-04 2022-05-17 赣州齐畅新材料有限公司 一种利用片碱处理稀土荧光粉的处理方法
CN114804183B (zh) * 2022-04-11 2023-04-28 南昌航空大学 一种y形分馏萃取制备6n级氯化镧的方法
CN115231647B (zh) * 2022-07-27 2023-08-15 赣州步莱铽新资源有限公司 一种反萃废酸的回收方法
CN116642876A (zh) * 2023-05-05 2023-08-25 北京先通国际医药科技股份有限公司 测定含钇玻璃微球中有关金属元素的含量的方法及其用途

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1727066A (zh) * 2004-07-26 2006-02-01 大连力达环境工程有限公司 废旧日光灯管处理方法
CN101150032A (zh) * 2007-03-30 2008-03-26 华南师范大学 一种回收处理废弃荧光灯的方法
CN101307391A (zh) * 2008-07-11 2008-11-19 广州有色金属研究院 一种回收废弃荧光灯中稀土元素的方法
CN101461024A (zh) * 2006-06-02 2009-06-17 奥斯兰姆有限公司 从荧光灯回收稀土金属的方法

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP4243231B2 (ja) * 2004-08-27 2009-03-25 日本磁力選鉱株式会社 レアアースの回収方法
CN101200638B (zh) * 2007-11-30 2010-06-09 彩虹集团电子股份有限公司 一种稀土三基色灯用荧光体的再生方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1727066A (zh) * 2004-07-26 2006-02-01 大连力达环境工程有限公司 废旧日光灯管处理方法
CN101461024A (zh) * 2006-06-02 2009-06-17 奥斯兰姆有限公司 从荧光灯回收稀土金属的方法
CN101150032A (zh) * 2007-03-30 2008-03-26 华南师范大学 一种回收处理废弃荧光灯的方法
CN101307391A (zh) * 2008-07-11 2008-11-19 广州有色金属研究院 一种回收废弃荧光灯中稀土元素的方法

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106995884A (zh) * 2016-01-25 2017-08-01 安徽工业大学 一种从废弃荧光粉中提取稀土元素的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN102660688A (zh) 2012-09-12
WO2013166781A1 (zh) 2013-11-14

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102660688B (zh) 一种从废旧稀土发光材料中回收稀土的方法
CN103014359B (zh) 独居石渣的分离回收方法
CN104498739B (zh) 一种稀土矿分解余渣中铀、钍、稀土的分离回收方法
Huang et al. The recovery of rare earth elements from coal combustion products by ionic liquids
CN103374652B (zh) 一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土和氟的方法
CN100584967C (zh) 从硫酸强化焙烧稀土矿中全分离高纯稀土氧化物的方法
CN103194609B (zh) 以钛白废酸水提取的粗钪为原料制备氧化钪的方法
CN103014333B (zh) 独居石渣中铀、钍、稀土的分离回收方法
CN102745735B (zh) 一种回收废弃红色荧光粉中稀土元素的方法
CN102690962A (zh) 钛白生产废酸水中钪的回收方法
CN101363079A (zh) 一种富铁独居石稀土矿的冶炼方法
CN103060581A (zh) 钛白生产废酸中钪的萃取回收方法
CN102115822A (zh) 从荧光粉、抛光粉废料中回收稀土氧化物的方法
CN103397213A (zh) 包头稀土矿混合碱焙烧法分解提取稀土方法
CN101824536A (zh) 一种从硫酸处理磷矿过程中提取稀土的工艺
CN110835687B (zh) 一种从钢铁烟尘和/或挥发尘中提取铷和铯的方法
CN113174480A (zh) 一种从含锂、铷、铯硅酸盐矿物中提取锂、铷、铯的方法
CN111534705A (zh) 一种处理锂云母矿的复合添加剂及其应用
CN109574181A (zh) 一种稀土草酸沉淀废水资源化治理的方法
CN102925681B (zh) 独居石渣有价成分的分离方法
WO2014023092A1 (zh) 一种两代酸解分解废旧稀土发光材料的工艺
CN112359232A (zh) 一种以氯化钙为浸取剂的离子吸附型稀土提取方法
Polyakov et al. Recycling rare-earth-metal waste using hydrometallurgical methods
CN103436719A (zh) 从掺铈铝酸镥闪烁晶体废料中回收的氧化镥及回收方法
CN102994756A (zh) 一种赤泥中富集稀土元素的方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20140917

Termination date: 20200510