KR20130001694A - 경 희토류 원소의 추출 및 분리 방법 - Google Patents
경 희토류 원소의 추출 및 분리 방법 Download PDFInfo
- Publication number
- KR20130001694A KR20130001694A KR1020120068273A KR20120068273A KR20130001694A KR 20130001694 A KR20130001694 A KR 20130001694A KR 1020120068273 A KR1020120068273 A KR 1020120068273A KR 20120068273 A KR20120068273 A KR 20120068273A KR 20130001694 A KR20130001694 A KR 20130001694A
- Authority
- KR
- South Korea
- Prior art keywords
- aqueous
- line
- extraction
- lree
- mol
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 22
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 title claims description 36
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 claims abstract description 76
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 claims abstract description 68
- 229910052777 Praseodymium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 52
- 229910052779 Neodymium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 45
- 229910052684 Cerium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 36
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims abstract description 34
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 33
- 229910052746 lanthanum Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 22
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims abstract description 16
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 113
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 82
- PUDIUYLPXJFUGB-UHFFFAOYSA-N praseodymium atom Chemical compound [Pr] PUDIUYLPXJFUGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 47
- QEFYFXOXNSNQGX-UHFFFAOYSA-N neodymium atom Chemical compound [Nd] QEFYFXOXNSNQGX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 41
- GWXLDORMOJMVQZ-UHFFFAOYSA-N cerium Chemical compound [Ce] GWXLDORMOJMVQZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- FZLIPJUXYLNCLC-UHFFFAOYSA-N lanthanum atom Chemical compound [La] FZLIPJUXYLNCLC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 30
- 239000002904 solvent Substances 0.000 claims description 23
- 239000011260 aqueous acid Substances 0.000 claims description 11
- WBZVQGYKIVWFGQ-UHFFFAOYSA-N 2-(2-amino-2-oxoethoxy)acetic acid Chemical compound NC(=O)COCC(O)=O WBZVQGYKIVWFGQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 125000004432 carbon atom Chemical group C* 0.000 claims description 7
- 125000000217 alkyl group Chemical group 0.000 claims description 5
- 125000000896 monocarboxylic acid group Chemical group 0.000 claims description 3
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 3
- VJLDTOPHCSPHKF-UHFFFAOYSA-N 2-(2-amino-2-oxoethoxy)-2-octyldecanoic acid Chemical group CCCCCCCCC(C(O)=O)(OCC(N)=O)CCCCCCCC VJLDTOPHCSPHKF-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 abstract description 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 134
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 75
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 72
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 37
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 33
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 22
- ZDFBXXSHBTVQMB-UHFFFAOYSA-N 2-ethylhexoxy(2-ethylhexyl)phosphinic acid Chemical compound CCCCC(CC)COP(O)(=O)CC(CC)CCCC ZDFBXXSHBTVQMB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 16
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 16
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 description 15
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 description 12
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 7
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 description 6
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 6
- LHBNLZDGIPPZLL-UHFFFAOYSA-K praseodymium(iii) chloride Chemical compound Cl[Pr](Cl)Cl LHBNLZDGIPPZLL-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 5
- VYLVYHXQOHJDJL-UHFFFAOYSA-K cerium trichloride Chemical compound Cl[Ce](Cl)Cl VYLVYHXQOHJDJL-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- ATINCSYRHURBSP-UHFFFAOYSA-K neodymium(iii) chloride Chemical compound Cl[Nd](Cl)Cl ATINCSYRHURBSP-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 4
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 description 4
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 4
- YXFVVABEGXRONW-UHFFFAOYSA-N Toluene Chemical compound CC1=CC=CC=C1 YXFVVABEGXRONW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 3
- ICAKDTKJOYSXGC-UHFFFAOYSA-K lanthanum(iii) chloride Chemical compound Cl[La](Cl)Cl ICAKDTKJOYSXGC-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- VLKZOEOYAKHREP-UHFFFAOYSA-N n-Hexane Chemical compound CCCCCC VLKZOEOYAKHREP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 3
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 3
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 3
- 238000001612 separation test Methods 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- LYCAIKOWRPUZTN-UHFFFAOYSA-N Ethylene glycol Chemical compound OCCO LYCAIKOWRPUZTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ABLZXFCXXLZCGV-UHFFFAOYSA-N Phosphorous acid Chemical compound OP(O)=O ABLZXFCXXLZCGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N bis(2,4,4-trimethylpentyl)phosphinic acid Chemical compound CC(C)(C)CC(C)CP(O)(=O)CC(C)CC(C)(C)C QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 2
- -1 phosphate ester Chemical class 0.000 description 2
- ACVYVLVWPXVTIT-UHFFFAOYSA-N phosphinic acid Chemical compound O[PH2]=O ACVYVLVWPXVTIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N tributyl phosphate Chemical compound CCCCOP(=O)(OCCCC)OCCCC STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- IHCCLXNEEPMSIO-UHFFFAOYSA-N 2-[4-[2-(2,3-dihydro-1H-inden-2-ylamino)pyrimidin-5-yl]piperidin-1-yl]-1-(2,4,6,7-tetrahydrotriazolo[4,5-c]pyridin-5-yl)ethanone Chemical compound C1C(CC2=CC=CC=C12)NC1=NC=C(C=N1)C1CCN(CC1)CC(=O)N1CC2=C(CC1)NN=N2 IHCCLXNEEPMSIO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GTJOHISYCKPIMT-UHFFFAOYSA-N 2-methylundecane Chemical compound CCCCCCCCCC(C)C GTJOHISYCKPIMT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OAOABCKPVCUNKO-UHFFFAOYSA-N 8-methyl Nonanoic acid Chemical compound CC(C)CCCCCCC(O)=O OAOABCKPVCUNKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N Cyanamide Chemical compound NC#N XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- SGVYKUFIHHTIFL-UHFFFAOYSA-N Isobutylhexyl Natural products CCCCCCCC(C)C SGVYKUFIHHTIFL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CTQNGGLPUBDAKN-UHFFFAOYSA-N O-Xylene Chemical compound CC1=CC=CC=C1C CTQNGGLPUBDAKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910019142 PO4 Inorganic materials 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- AMAPNDXGVRNGMZ-UHFFFAOYSA-N bis(2,4,4-trimethylcyclohexa-1,5-dien-1-yl)phosphinic acid Chemical compound C1=CC(C)(C)CC(C)=C1P(O)(=O)C1=C(C)CC(C)(C)C=C1 AMAPNDXGVRNGMZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000001735 carboxylic acids Chemical class 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- MTHSVFCYNBDYFN-UHFFFAOYSA-N diethylene glycol Chemical compound OCCOCCO MTHSVFCYNBDYFN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- WGCNASOHLSPBMP-UHFFFAOYSA-N hydroxyacetaldehyde Natural products OCC=O WGCNASOHLSPBMP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- VKPSKYDESGTTFR-UHFFFAOYSA-N isododecane Natural products CC(C)(C)CC(C)CC(C)(C)C VKPSKYDESGTTFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000006247 magnetic powder Substances 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- SNMVRZFUUCLYTO-UHFFFAOYSA-N n-propyl chloride Chemical compound CCCCl SNMVRZFUUCLYTO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012044 organic layer Substances 0.000 description 1
- 239000010452 phosphate Substances 0.000 description 1
- 150000003014 phosphoric acid esters Chemical class 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000012827 research and development Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 1
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 239000008096 xylene Substances 0.000 description 1
Images
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
- C01F17/10—Preparation or treatment, e.g. separation or purification
- C01F17/17—Preparation or treatment, e.g. separation or purification involving a liquid-liquid extraction
-
- 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
- C01F17/253—Halides
- C01F17/271—Chlorides
-
- 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
-
- 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
Abstract
목적 경 희토류 원소는, 역류 다단계 믹서-침강기에서 거기에 알칼리 용액을 첨가하면서 추출용매를 함유하는 유기상을 수용액과 접촉시키고, 목적 원소를 역추출하기 위해 유기상을 산 수용액과 접촉시킴으로써 두가지 이상의 경 희토류 원소들을 함유하는 수용액으로부터 추출 및 분리된다. 추출용매는 일반식: R1R2NCOCH2OCH2COOH 를 갖는 디알킬 디글리콜 아믹산이며, 여기서 R1 및 R2는 알킬이고, 적어도 하나는 적어도 6개 탄소 원자를 갖는다.
Description
본 발명은 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴을 포함하는 적어도 두가지 경 희토류 원소들의 혼합물로부터 목적 경 희토류 원소를 분리하는 방법에 관한 것이다.
오늘날, 희토류 자석은 하드 디스크 드라이브, 에어컨디셔너, 하이브리드 차량 등에 장착된 여러가지 모터, 센서 및 다른 구성요소들에서 널리 사용된다. 희토류 자석이 제조되는 희토류 원소에 관해서, 그것들의 자원은 단지 제한된 국가에서 발견된다. 가까운 미래에 수요가 공급을 초과할 것으로 예상되기 때문에 자원위기를 외친다. 희토류 자석의 제조와 관련된 자석 분말, 부스러기 및 스크랩의 재사용, 도시 폐기물로부터 희토류 원소의 회수에 의한 재활용, 및 새로운 희토류 광물 광상의 연구 및 개발을 위한 강한 요구가 있다.
전세계에 걸쳐 현재 이용할 수 있는 광산에 퇴적된 대부분의 희토류 원소는 란탄(La), 세륨(Ce), 프라세오디뮴(Pr) 및 네오디뮴(Nd)을 포함하는 경 희토류 원소(LREE)이다. 희토류 원소를 분리하는 공지의 기술은 이온교환수지(고체-대-액체 추출) 및 용매 추출(액체-대-액체 추출)을 포함한다. 공업적 방법으로 희토류 원소의 분리 및 정제를 위해, 연속적 단계들이 효율적인 큰 부피 가공처리를 가능하게 하기 때문에 용매 추출 기술이 종종 사용된다.
용매 추출 기술에서는, 금속 원소를 함유하는 수용액 형태의 수상을 특정한 금속 원소에 대한 추출용매(extractant)를 함유하는 유기상 및 추출용매를 희석하기 위한 유기 용매와 접촉시켜, 이로써 추출용매로부터 특정 금속 원소를 추출한다. 특정 금속 원소는 이런 식으로 분리된다.
여러가지 추출용매, 예를 들면, 트리부틸 포스페이트(TBP), 카르복실산(Versatic acid 10), 인산에스테르, 포스폰산 및 포스핀산이 당업계에서 사용된다. 예가 되는 인산에스테르는 디-2-에틸헥실인산(D2EHPA)이다. 전형적인 포스폰산은 2-에틸헥실포스폰산 모노-2-에틸헥실 에스테르이고, 이것은 Daihachi Chemical Industry Co. Ltd.로부터의 PC-88A로서 상업적으로 이용가능하다. 전형적인 포스핀산은 비스(2,4,4-트리메틸페닐)포스핀산이고, 이것은 American Cyanamid로부터의 Cyanex 272로서 상업적으로 이용가능하다. 그것들은 산업에서 통상 사용된다.
용매 추출 기술의 분리 효율은 추출용매의 능력, 특히 그것의 분리 인자에 의존한다. 분리 인자가 클수록, 용매 추출 기술의 분리 효율은 커지고, 이것은 분리 단계의 단순화 및 분리 시스템의 크기축소를 가져오고, 궁극적으로 개선된 공정 효율 및 비용 감소를 가져온다. 역으로, 분리 인자가 낮을수록, 분리 공정은 더 복잡해지고, 분리 시스템은 더 큰 크기가 된다. 상업적으로 이용가능한 추출용매 중에서, 희토류 원소에 대한 높은 분리 인자를 갖는 것으로 알려진 PC-88A 조차도 주기율표에서 이웃하는 원소들 간에 낮은 분리 인자를 갖는다. 예를 들어서, 희토류 원소들 중에 분리하기가 가장 어렵다고 생각되는 네오디뮴 및 프라세오디뮴 간에 2 미만, 특히 약 1.4의 분리 인자를 갖는다. 이런 정도의 분리 인자는 네오디뮴 및 프라세오디뮴 간의 분리를 용이하게 하기에 충분하지 않다. 허용되는 순도로 한가지를 다른 것들로부터 정제 및 분리하기 위해, 큰 크기의 시스템이 필요하고 자본집약적이다. 이러한 희토류 원소의 정제 및 분리를 목적으로, 이전보다 더 높은 분리 인자를 갖는 추출용매 및 그것을 사용한 추출/분리 방법을 갖는 것이 요망된다.
희토류 원소, 특히 LREE: 란탄(La), 세륨(Ce), 프라세오디뮴(Pr) 및 네오디뮴(Nd)에 대해 높은 분리 인자를 갖는 것으로 알려진 한가지 추출용매는 JP-A 2007-327085에 개시된 바와 같은 디글리콜 아믹산이다. 이 추출용매를 사용하는 용매 추출은 희토류 원소, 특히 LREE를 추출하고 분리하는 공정을 더 효율적으로 만든다. 그러나, 추출 공정은 디글리콜 아믹산이 상업적으로 이용가능한 추출용매들인 D2EHPA, PC-88A 및 Cyanex 272와는 다른 화학적 성질을 갖기 때문에 상업적으로 허용되는 수준에서 추출이 실행될 수 있기 위해서는 더욱 개선되어야 한다.
본 발명의 목적은 상업적으로 이용가능한 규모로 작은 크기의 플랜트에서 간단한 단계들을 통해 경 희토류 원소를 효과적으로 추출 및 분리하는 방법을 제공하는 것이다.
본 발명자들은 역류 다단계 믹서-침강기에서 추출용매로서 이하에 정의된 일반식 (1)을 갖는 디알킬 디글리콜 아믹산을 사용하여 경 희토류 원소가 추출 및 분리될 수 있다는 것을 발견하였다. 추출 및 역추출에 사용된 알칼리 및 산의 양은 종래 기술에서 필요한 것들보다 더 작을지라도 경 희토류 원소의 추출 및 분리는 작은 크기의 플랜트에서, 간단한 단계들을 통해서 상업적으로 허용되는 수준의 효율로 실행될 수 있다.
따라서, 본 발명은 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴으로 구성되는 군으로부터 선택된 적어도 두가지 경 희토류 원소들을 함유하는 수용액으로부터 용매 추출을 통해 목적 경 희토류 원소를 분리하는 방법을 제공하는데, 그 방법은 목적 원소를 유기상으로 추출하기 위해, 역류 다단계 믹서-침강기에서 거기에 알칼리 용액을 첨가하면서 추출용매를 함유하는 유기상을 적어도 두가지 경 희토류 원소들을 함유하는 수용액인 수상과 접촉시키는 단계와, 목적 원소를 역추출하기 위해 유기상을 산 수용액과 접촉시키는 단계를 포함한다. 추출용매는 일반식 (1):
R1R2NCOCH2OCH2COOH (1)
을 갖는 디알킬 디글리콜 아믹산이며, 여기서 R1 및 R2는 각각 독립적으로 곧은 또는 분지된 알킬이고, 적어도 하나는 적어도 6개 탄소 원자의 알킬기이다. 추출 단계에서 사용된 알칼리 용액에서 알칼리의 양과 역추출 단계에서 사용된 산 수용액에서 산의 양은 각각 수상에서의 경 희토류 원소에 대하여 1.2 내지 3.5 당량이다.
바람직한 구체예에서, 추출용매는 R1 및 R2가 각각 -CH2CH(C2H5)C4H9인 일반식 (1)을 갖는 화합물, 즉, 디-2-에틸헥실 디글리콜 아믹산이다.
본 방법은 상업적으로 허용되는 효율, 단순성, 및 작은 크기 플랜트의 이점들을 가지고 간단한 단계들을 통해 목적 LREE의 추출 및 분리를 가능하게 한다. 설비 투자 및 운행 비용은 감소된다. 본 방법은 큰 산업적 가치의 방법이다.
도 1은 역류 다단계 믹서-침강기의 블록 다이어그램이다.
본 발명에 따르면, 목적 경 희토류 원소는, 목적 원소를 유기상으로 추출하기 위해, 역류 다단계 믹서-침강기에서 거기에 알칼리 용액을 첨가하면서 추출용매를 함유하는 유기상을 적어도 두가지 경 희토류 원소들을 함유하는 수용액인 수상과 접촉시키고, 목적 원소를 역추출하기 위해 유기상을 산 수용액과 접촉시킴으로써 적어도 두가지 경 희토류 원소들을 함유하는 수용액으로부터 추출 및 분리된다. 용어 "경 희토류 원소"는 여기서 종종 LREE로서 축약된다.
여기서 사용된 추출용매는 일반식 (1):
R1R2NCOCH2OCH2COOH (1)
을 갖는 디알킬 디글리콜 아믹산이다. 여기서 R1 및 R2는 각각 독립적으로 곧은 또는 분지된 알킬기이고, R1 및 R2 중 적어도 하나는 적어도 6개 탄소 원자, 바람직하게는, 6 내지 18개의 탄소 원자, 더 바람직하게는 7 내지 18개의 탄소원자의 알킬기이다. 만일 탄소 수가 6 미만이면, 화합물은 추출용매의 역할을 하지 못하게 되는데 그것이 덜 친유성이어서 유기상이 안정성을 결핍하고 수상으로부터의 불량한 분리를 나타내기 때문이며, 수상에서의 추출용매 자체의 용해가 현저해지기 때문이다. 과잉의 탄소 수는 추출용매 제조의 증가된 비용에도 불구하고 추출 및 분리 능력과 같은 기본 능력에 있어서 개선에 기여하지 못한다. 친유성 성질이 보장되는 한, R1 및 R2 중 하나가 적어도 6개 탄소 수를 갖는다면, 다른 하나는 6개 미만의 탄소 원자를 가질 수 있다.
바람직한 추출용매는 R1 및 R2가 각각 에틸헥실, -CH2CH(C2H5)C4H9인 일반식 (1)을 갖는 디알킬 디글리콜 아믹산인데, 이것은 N,N-디옥틸-3-옥사펜탄-1,5-아믹산 또는 디-2-에틸헥실 디글리콜 아믹산 (이후 D2EHDGAA로 축약함)이라 칭한다.
유기층은 본질적으로 추출용매로서 디알킬 디글리콜 아믹산과, 추출용매가 용해가능한 유기 용매 또는 희석제로 본질적으로 구성된다. 유기 용매는 물에 낮은 용해도, 추출용매의 적당한 용해도, 및 낮은 비중을 갖는 것들로부터 선택되고, 추출 능력을 개선하는 것을 도우며, 예를 들어서, 톨루엔, 크실렌, 헥산, 이소도데칸, 등유, 및 고급 알콜이다. 유기상에서의 추출용매의 농도는 바람직하게는 0.1 내지 1.5 mol/L, 더 바람직하게는 0.2 내지 1.0 mol/L이다. 여기서 정의된 추출용매 및 유기 용매의 사용은 산업적 공정에서 발견되는 바와 같은 농도에서 LREE를 함유하는 수용액의 처리를 보장한다.
본 발명에 따르면, 목적 LREE는 란탄(La), 세륨(Ce), 프라세오디뮴(Pr) 및 네오디뮴(Nd)으로 구성되는 군으로부터 선택된 적어도 두가지 LREE를 함유하는 수용액으로부터 용매 추출을 통해 분리된다. 희토류 원소들 중에서, 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴을 포함하는 LREE는 주기율표에서 이웃하는 원소들 간의 분리 인자가 다른 희토류 원소들과 비교하여 낮기 때문에 분리하기가 어렵다. 본 방법은 LREE의 추출 및 분리에 대해 아주 효과적이다.
추출용매로 처리할 LREE 혼합물은 수용액으로서 수상에 함유된다. 여기서 LREE는 수용성 염, 예를 들면, 염화물(LaCl3, CeCl3, PrCl3, NdCl3)의 형태로 존재할 수 있다. 0.01 내지 0.7 mol/L, 더 구체적으로는 0.05 내지 0.5 mol/L의 농도로 LREE의 혼합물을 함유하는 수상이 처리될 수 있다.
용매 추출에서, 희토류 원소의 추출력은 그것의 이온 반경에 의존한다. 추출을 시키는 원소들 중에서, 작은 이온 반경을 갖는 원소가 유기상에서 선호적으로 추출된다. 그러므로, 두가지 이웃하는 LREE를 추출을 시킬 때, 예를 들면, 어느 하나가 선호적으로 추출된다.
조합
유기상에서 추출된 원소
La/Ce Ce
Ce/Pr Pr
Pr/Nd Nd
La, Ce, Pr 및 Nd의 혼합물로부터 추출이 행해질 때, 이들 네가지 LREE의 혼합물로부터 먼저 선호적으로 추출되는 것은 Nd이고, 다음에 Pr 및 Ce가 이 순서로 추출되고, 마지막으로 La가 수상에 남는다.
바람직한 구체예에서, 수상에서의 LREE 농도 CA에 대한 유기상에서의 추출용매 농도 CO의 비율은 2 ≤ CO/CA ≤ 10의 범위이다. 만일 CO/CA ＜ 2이면, 일정한 LREE 농도에 대해 이용가능한 디알킬 디글리콜 아믹산의 농도는 불충분하여, 유기상의 고화와 용매 추출이 분리 및 정제를 실행하지 못하는 결과를 가져온다. 10보다 더 높은 CO/CA 비율은 기본적인 기능들인, 추출 및 분리 능력에 있어서 개선에 기여하지 못하고, 수상 농도에 대해 더 높은 유기상 농도는 비용 증가를 가리킨다.
추출 단계의 동안에, 추출 시스템(합한 유기상 및 수상)은 pH 3이하로 유지된다. pH 3보다 위에서는, LREE는 수산화물을 형성하고 이것은 침전한다. 이것은 유기상이 수상과 접촉할 때 추출 및 분리에 방해가 된다. 이것은 또한 상 분리를 못하는 결과가 되어 추출 단계를 방해한다. 강한 산도의 경우에, 바람직하지 못하게 추출에 필요한 알칼리 및 역추출에 필요한 산이 다량으로 사용되어야 한다. 그러므로, 추출 시스템(합한 유기상 및 수상)은 추출 단계의 동안에 바람직하게는 1 내지 3의 pH 범위에 있다.
추출 단계의 동안에, 추출 시스템(합한 유기상 및 수상)은 바람직하게는 유기상에서의 용매의 인화점(flash point)보다 더 낮은 온도에서 유지된다. 일반적으로, 더 높은 온도는 유기상에서 더 높은 추출용매의 용해도 및 유기상 및 수상 간의 더 양호한 분리를 가져온다. 그러나, 인화점을 초과하여 불이 나는 것을 방지하기 위해, 온도는 용매의 인화점을 초과하지 않아야 한다. 바람직하게는 추출 시스템은 인화점보다 5℃ 내지 10℃ 더 낮은 온도로 조절된다.
바람직한 구체예에서, 추출용매 및 유기 용매를 함유하는 유기상을 LREE를 함유하는 수상 또는 수용액과 효과적으로 접촉시킴으로써 추출 및 분리를 실행하기 위해 역류 다단계 믹서-침강기가 사용된다.
도 1을 참고하면, 역류 다단계 믹서-침강기를 개략적으로 예시한다. 도 1에 예시된 믹서-침강기는 추출 섹션 A, 스크러빙 섹션 B, 및 역추출 섹션 C를 포함하고, 이들 각각은 하나 또는 다수의 단계들로 구성될 수 있다. 각 섹션에서 단계들의 수는 추출 및 분리의 끝에서 원하는 LREE 순도가 얻어질 수 있도록 선택된다. 라인 1 내지 8은 믹서-침강기로의 입력 흐름 및 그로부터의 출력 흐름을 묘사한다. 시스템은 라인 1로부터 LREE 수용액(수상), 라인 2로부터 추출용매 함유 유기상, 라인 3으로부터 알칼리 수용액(예를 들면, 수산화나트륨 수용액), 라인 4 및 6으로부터 산 수용액(예를 들면, 수성 염산)을 이송한다. 잔류 LREE(유기상에서 추출되지 않은 것)를 함유하는 수상은 라인 5로부터 회수되고, 유기상에서 일단 추출된 목적 원소가 역추출되는 수용액(산 수용액)은 라인 7로부터 회수된다. 추출 섹션 A에서, 수상의 pH는 목적 원소 및 다른 원소가 유기상 및 수상에 각각 분리되도록 LREE의 형태에 따라 조절된다. 추출 섹션 A에서, 라인 3으로부터의 알칼리 수용액은 접촉해 있는 유기상 및 수상에 가해진다. 스크러빙 섹션 B에서, 유기상을 세척하여 유기상에 미량으로 용해되어 있고 수상에 보유되어야 하는 다른 원소들만 선택적으로 추출하도록 한다. 구체적으로, 라인 4로부터의 산 수용액은 스크러빙 섹션 B에서 유기상에 가해진다. 역추출 섹션 C에서, 유기상에서 일단 추출된 목적 원소는 산 수용액으로 역추출된다. 구체적으로, 라인 6으로부터의 산 수용액은 역추출 섹션 C에서 유기상에 가해진다. 목적 원소를 역추출시킨 추출용매는 재사용을 위해 라인 8로부터 라인 2로 재순환된다.
추출 섹션 A에서, LREE 수용액(1)은 추출을 위해 추출용매 함유 유기상(2)과 접촉한다. LREE 용액에서의 목적 원소는 유기상(2)으로 추출되는 한편, 다른 LREE(유기상(2)로 추출되지 않고 거기에 남아 있는 것)를 함유하는 수상은 배출되고 추출 섹션 A로부터 회수된다. 이해되기는, 알칼리 수용액(3)은 평형 산 농도를 조절할 목적으로 이송된다. 목적 원소가 추출된 유기상(2)은 스크러빙 섹션 B로 이송되고 여기서 유기상(2)은 유기상에 미량으로 용해되어 있고 수상에 보유되어야 하는 다른 원소들만 선택적으로 추출하도록 pH 조절되어 있는 산 수용액(4)으로 세척된다(예를 들어서, Nd/Pr의 추출 및 분리의 경우에, 산 수용액(4)은 Pr이 선택적으로 추출될 수 있도록 pH 1 내지 2로 조절된다). 수상에 보유되어야 하는 다른 원소들만 선택적으로 추출된 산 수용액(4)은 추출 섹션 A으로 다시 이송되는 한편, 세척된 유기상(2)은 역추출 섹션 C로 이송되어 여기서 유기상(2)에서의 목적 원소가 원하는 pH로 조절된 산 수용액(6)으로 역추출된다. 결과된 목적 원소 함유 수용액(7)은 배출되고 회수된다. 목적 원소를 역추출시킨 유기상(8)은 유기상(2)으로서 추출 섹션 A로 재순환될 수 있다.
추출 섹션 A로 이송된 알칼리 수용액의 농도는 전형적으로 3 내지 6 mol/L이나, 구체적으로 제한되지 않는다. 스크러빙 섹션 B로 이송된 산 수용액의 농도 및 역추출 섹션 C로 이송된 산 수용액의 농도는 둘다 전형적으로 3 내지 6 mol/L이나, 구체적으로 제한되지 않는다.
이제 이들 단계에서 사용된 산 및 알칼리의 당량을 논의하기로 한다. F가 라인 1로부터 이송된 LREE의 양이라면, R은 유기상으로 추출되지 않고 남아 있는 LREE의 양이고, ε은 목적 원소의 분리 인자의 제곱근이며, 이론적으로 사용된 산의 당량은 하기 식:
3×{εR-F(ε-1)}/(ε-1)
으로 주어지고, 사용된 알칼리의 당량은 하기 식:
3×R/(ε-1)
으로 주어진다. 즉, 추출용매 3당량이 LREE 1당량과 반응한다. LREE의 용매 추출에 관하여, 당업계에서는 산과 알칼리 3당량이 3가 LREE 이온에 필요하다고 생각된다.
반대로, 본 발명의 추출/분리 방법은 추출에 사용된 알칼리 용액에서 알칼리의 양과 역추출에 사용된 산 수용액에서 산의 양이 각각 수상에서의 LREE에 대해 1.2 내지 3.5 당량의 범위에 들 수 있도록 한다. 알칼리 및 산의 양은 바람직하게는 적어도 1.3 당량, 더 바람직하게는 적어도 1.4 당량이다. 추출용매로서 디알킬 디글리콜 아믹산을 사용하는 역류 다단계 믹서-침강기에서의 추출 및 분리를 위한 방법에서, 추출에 사용된 알칼리의 양과 역추출에 사용된 산의 양이 각각 3당량 미만일 때에도, 같은 순도의 목적 원소를 수득하기 위해 필요한 추출 단계의 수는 종래의 추출용매에 필요한 추출 단계의 수와 같거나 그 보다 적다. 이것은 설비 투자의 가능한 감소를 제안한다. 본 발명의 추출/분리 방법에서, 알칼리의 양과 산의 양은 각각 2.9 당량 이하, 바람직하게는 2.4 당량 이하, 더 바람직하게는 2 당량이하, 더욱 더 바람직하게는 1.8 당량이하일 수 있다. 사용된 알칼리 및 산의 양이 그렇게 작기 때문에, 본 발명의 추출/분리 방법은 운행 비용을 줄일 수 있다. 게다가, 허용되는 양이 종래기술에서 보다 더 넓은 범위인 1.2 내지 3.5 당량이기 때문에, 도입되는 알칼리 및 산의 양은 더 큰 허용성을 가지고 결정될 수 있다.
실시예
본 발명의 실험 및 실시예를 이하에 예시로써 제공하나 제한은 아니다. 수용액에서 LREE의 농도는 ICP 원자 방출 광도계(ICP-7500, Shimadzu Corp.제)에 의해 측정되었다.
실험 1 및 비교실험 1
Pr/Nd 분리 시험
실험은 추출용매가 LREE를 그것들의 혼합물로부터 분리하는 능력을 조사하기 위해 수행하였다. 실험 1에서, D2EHDGAA를 0.5 mol/L의 농도로 등유에 용해시켜 유기상으로서 역할을 하는 용액을 형성시켰다. 비교실험 1에서, 상업적으로 이용가능한 추출용매, PC-88A를 0.5 mol/L의 농도로 등유에 용해시켜 유기상으로서 역할을 하는 용액을 형성시켰다.
프라세오디뮴 클로라이드 및 네오디뮴 클로라이드를 물에 용해시켜, 수상으로서 역할을 하는, 몰 기준으로 1:1의 Pr:Nd 비율과 0.1 mol/L의 Pr+Nd 농도를 갖는 혼합된 LREE 용액을 형성시켰다. 분리용 깔때기에 100ml의 유기상과 100ml의 수상을 채우고, 20℃에서 약 20분간 진탕하여 추출을 실행하고 평형에 도달할 때까지 방치해 두었다. 그 다음 유기상을 수상으로부터 분리하였다. 다음에, 100ml의 유기상을 100ml의 5N 염산 수용액과 함께 분리용 깔때기에 이송하고, 이것을 20℃에서 약 20분간 진탕하여 유기상에서 일단 추출된 LREE를 염산 수용액으로 역추출하였다.
역추출 후 수상과 염산 수용액 중의 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 농도로부터 분리 인자를 산출하였고, 결과를 표 1에 나타내었다. D2EHDGAA는 2.4의 분리 인자를 가졌고, 같은 조건 하에서 PC-88A는 1.4의 분리 인자를 가졌다. D2EHDGAA는 PC-88A를 능가하는 명확한 Nd/Pr 분리를 나타내었다.
| 추출용매 | 추출용매 농도 (mol/L) |
혼합된 LREE의 농도(mol/L) | 분리 인자 (Nd/Pr) |
|
| 실험 1 | D2EHDGAA | 0.5 | 0.1 | 2.4 |
| 비교실험 1 | PC-88A | 0.5 | 0.1 | 1.4 |
실험 2 및 비교실험 2
Ce/Pr 분리 시험
실험은 추출용매가 LREE를 그것들의 혼합물로부터 분리하는 능력을 조사하기 위해 수행하였다. 실험 2에서, D2EHDGAA를 0.5 mol/L의 농도로 등유에 용해시켜 유기상으로서 역할을 하는 용액을 형성시켰다. 비교실험 2에서, 상업적으로 이용가능한 추출용매, PC-88A를 0.5 mol/L의 농도로 등유에 용해시켜 유기상으로서 역할을 하는 용액을 형성시켰다.
세륨 클로라이드 및 프라세오디뮴 클로라이드를 물에 용해시켜, 수상으로서 역할을 하는, 몰 기준으로 1:1의 Ce:Pr 비율과 0.1 mol/L의 Ce+Pr 농도를 갖는 혼합된 LREE 용액을 형성시켰다. 분리용 깔때기에 100ml의 유기상과 100ml의 수상을 채우고, 20℃에서 약 20분간 진탕하여 추출을 실행하고 평형에 도달할 때까지 방치해 두었다. 그 다음 유기상을 수상으로부터 분리하였다. 다음에, 100ml의 유기상을 100ml의 5N 염산 수용액과 함께 분리용 깔때기에 이송하고, 이것을 20℃에서 약 20분간 진탕하여 유기상에서 일단 추출된 LREE를 염산 수용액으로 역추출하였다.
역추출 후 수상과 염산 수용액 중의 세륨 및 프라세오디뮴의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 농도로부터 분리 인자를 산출하였고, 결과를 표 2에 나타내었다. D2EHDGAA는 2.1의 분리 인자를 가졌고, 같은 조건 하에서 PC-88A는 1.6의 분리 인자를 가졌다. D2EHDGAA는 PC-88A를 능가하는 명확한 Ce/Pr 분리를 나타내었다.
| 추출용매 | 추출용매 농도 (mol/L) |
혼합된 LREE의 농도(mol/L) | 분리 인자 (Ce/Pr) |
|
| 실험 2 | D2EHDGAA | 0.5 | 0.1 | 2.1 |
| 비교실험 2 | PC-88A | 0.5 | 0.1 | 1.6 |
실험 3 및 비교실험 3
La/Ce 분리 시험
실험은 추출용매가 LREE를 그것들의 혼합물로부터 분리하는 능력을 조사하기 위해 수행하였다. 실험 3에서, D2EHDGAA를 0.5 mol/L의 농도로 등유에 용해시켜 유기상으로서 역할을 하는 용액을 형성시켰다. 비교실험 3에서, 상업적으로 이용가능한 추출용매, PC-88A를 0.5 mol/L의 농도로 등유에 용해시켜 유기상으로서 역할을 하는 용액을 형성시켰다.
란탄 클로라이드 및 세륨 클로라이드를 물에 용해시켜, 수상으로서 역할을 하는, 몰 기준으로 1:1의 La:Ce 비율과 0.1 mol/L의 La+Ce 농도를 갖는 혼합된 LREE 용액을 형성시켰다. 분리용 깔때기에 100ml의 유기상과 100ml의 수상을 채우고, 20℃에서 약 20분간 진탕하여 추출을 실행하고 평형에 도달할 때까지 방치해 두었다. 그 다음 유기상을 수상으로부터 분리하였다. 다음에, 100ml의 유기상을 100ml의 5N 염산 수용액과 함께 분리용 깔때기에 이송하고, 이것을 20℃에서 약 20분간 진탕하여 유기상에서 일단 추출된 LREE를 염산 수용액으로 역추출하였다.
역추출 후 수상과 염산 수용액 중의 란탄 및 세륨의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 농도로부터 분리 인자를 산출하였고, 결과를 표 3에 나타내었다. D2EHDGAA는 4.7의 분리 인자를 가졌고, 같은 조건 하에서 PC-88A는 3.0의 분리 인자를 가졌다. D2EHDGAA는 PC-88A를 능가하는 명확한 La/Ce 분리를 나타내었다.
| 추출용매 | 추출용매 농도 (mol/L) |
혼합된 LREE의 농도(mol/L) | 분리 인자 (La/Ce) |
|
| 실험 3 | D2EHDGAA | 0.5 | 0.1 | 4.7 |
| 비교실험 3 | PC-88A | 0.5 | 0.1 | 3.0 |
실시예 1
이 실시예는 도 1에 나타낸 것과 같은 섹션들과 흐름 라인을 포함하는 역류 다단계 믹서-침강기를 사용하고, 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 혼합물로부터 네오디뮴, 프라세오디뮴 및 세륨을 순서대로 추출 및 분리하기 위한 추출용매로서 D2EHDGAA를 사용하였다.
유기상은 0.5 mol/L의 D2EHDGAA의 등유 용액이었다. 수상은 란탄:세륨:프라세오디뮴:네오디뮴의 몰비율=1:1:1:1 및 0.1 mol/L의 란탄+세륨+프라세오디뮴+네오디뮴의 농도의 란탄 클로라이드, 세륨 클로라이드, 프라세오디뮴 클로라이드 및 네오디뮴 클로라이드의 수용액 30L이었다.
도 1에 나타낸 것과 같은 역류 다단계 믹서-침강기는 14 단계의 추출 섹션 A, 10 단계의 스크러빙 섹션 B, 및 8 단계의 역추출 섹션 C를 포함하였다. 유기상 및 수상을 등유의 인화점보다 아래인 35℃의 온도에서 추출 및 분리를 위해 접촉시켰다. 수상을 라인 1로부터 15 L/hr의 유속으로 이송하고, 유기상을 라인 2로부터 10.6 L/hr의 유속으로 이송하고, 4 mol/L 수산화나트륨 수용액을 라인 3으로부터 0.4 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 4으로부터 0.2 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 6으로부터 0.4 L/hr의 유속으로 이송하였다. 수상을 라인 5로부터 15.6 L/hr의 유속으로 회수하고, 역추출된 LREE를 함유하는 염산 수용액을 라인 7로부터 0.2 L/hr의 유속으로 회수하였다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 1.5당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 1.5당량이었다.
정지 상태에 도달한 후, 라인 5로부터 회수된 수상과 라인 7로부터 회수된 염산 수용액을 광도계 ICP-7500에 의해 분석하여 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 결정하였다. 라인 7로부터 회수된 염산 수용액은 LREE를 기준으로 0.024 mol/L의 농도 및 99.5 mol%의 순도로 네오디뮴[Nd/(La+Ce+Pr+Nd)]을 함유한 한편, 라인 5로부터 회수된 수상은 LREE를 기준으로 0.5 mol%의 농도로 네오디뮴[Nd/(La+Ce+Pr+Nd)]을 함유하였다.
다음에, 라인 5로부터 회수된 수상(네오디뮴의 분리 후, 혼합물에 란탄, 세륨 및 프라세오디뮴을 함유하는 수상) 30L를 새로운 수상으로서 사용하였다.
도 1에 나타낸 것과 같은 역류 다단계 믹서-침강기는 18 단계의 추출 섹션 A, 14 단계의 스크러빙 섹션 B, 및 8 단계의 역추출 섹션 C를 포함하였다. 유기상 및 수상을 추출 및 분리를 실행하기 위해 35℃에서 접촉시켰다.
도 1의 믹서-침강기에서, 0.1 mol/L의 란탄+세륨+프라세오디뮴을 함유하는 수상을 라인 1로부터 15 L/hr의 유속으로 이송하고, 유기상인, 등유 중의 0.5 mol/L의 D2EHDGAA를 라인 2로부터 16 L/hr의 유속으로 이송하고, 4 mol/L 수산화나트륨 수용액을 라인 3으로부터 0.6 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 4로부터 0.3 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 6으로부터 0.5 L/hr의 유속으로 이송하였다. 수상을 라인 5로부터 15.9 L/hr의 유속으로 회수하고, 역추출된 LREE를 함유하는 염산 용액을 라인 7로부터 0.2 L/hr의 유속으로 회수하였다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 1.5당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 혼합된 LREE에 대해 1.5당량이었다.
정지 상태에 도달한 후, 라인 5로부터 회수된 수상 중의 란탄, 세륨 및 프라세오디뮴 및 라인 7로부터 회수된 염산 용액의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 라인 7로부터 회수된 염산 용액은 LREE의 0.031 mol/L의 농도 및 99.8 mol%의 순도로 프라세오디뮴[Pr/(La+Ce+Pr)]을 함유한 한편, 라인 5로부터 회수된 수상은 LREE의 0.2 mol%의 농도로 프라세오디뮴[Pr/(La+Ce+Pr)]을 함유하였다.
다음에, 라인 5로부터 회수된 수상(프라세오디뮴의 분리 후, 혼합물에 란탄 및 세륨을 함유하는 수상) 30L를 새로운 수상으로서 사용하였다.
도 1에 나타낸 것과 같은 역류 다단계 믹서-침강기는 8 단계의 추출 섹션 A, 8 단계의 스크러빙 섹션 B, 및 8 단계의 역추출 섹션 C를 포함하였다. 유기상 및 수상을 추출 및 분리를 실행하기 위해 35℃에서 접촉시켰다.
도 1의 믹서-침강기에서, 0.1 mol/L의 란탄+세륨을 함유하는 수상을 라인 1로부터 15 L/hr의 유속으로 이송하고, 유기상인, 등유 중의 0.5 mol/L의 D2EHDGAA를 라인 2로부터 14 L/hr의 유속으로 이송하고, 4 mol/L 수산화나트륨 수용액을 라인 3으로부터 0.5 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 4로부터 0.2 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 6으로부터 0.6 L/hr의 유속으로 이송하였다. 수상을 라인 5로부터 15.7 L/hr의 유속으로 회수하고, 역추출된 LREE를 함유하는 염산 용액을 라인 7로부터 0.4 L/hr의 유속으로 회수하였다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 1.5당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 혼합된 LREE에 대해 1.5당량이었다.
정지 상태에 도달한 후, 라인 5로부터 회수된 수상 중의 란탄 및 세륨 및 라인 7로부터 회수된 염산 용액의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 라인 7로부터 회수된 염산 용액은 LREE의 0.047 mol/L의 농도 및 99.9 mol%의 순도로 세륨[Ce/(La+Ce)]을 함유한 한편, 라인 5로부터 회수된 수상은 LREE의 0.047 mol/L의 농도 및 99.8 mol%의 순도로 란탄[La/(La+Ce)]을 함유하였다.
비교예 1
이 실시예는 도 1에 나타낸 것과 같은 섹션들과 흐름 라인을 포함하는 역류 다단계 믹서-침강기를 사용하고, 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 혼합물로부터 네오디뮴, 프라세오디뮴 및 세륨을 순서대로 추출 및 분리하기 위한 추출용매로서 PC-88A를 사용하였다.
유기상은 0.5 mol/L의 PC-88A의 등유 용액이었다. 수상은 란탄:세륨:프라세오디뮴:네오디뮴의 몰비율=1:1:1:1 및 0.1 mol/L의 란탄+세륨+프라세오디뮴+ 네오디뮴의 농도의 란탄 클로라이드, 세륨 클로라이드, 프라세오디뮴 클로라이드 및 네오디뮴 클로라이드의 수용액 30L이었다.
도 1에 나타낸 것과 같은 역류 다단계 믹서-침강기는 38 단계의 추출 섹션 A, 26 단계의 스크러빙 섹션 B, 및 8 단계의 역추출 섹션 C를 포함하였다. 유기상 및 수상을 추출 및 분리를 실행하기 위해 35℃에서 접촉시켰다. 수상을 라인 1로부터 15 L/hr의 유속으로 이송하고, 유기상을 라인 2로부터 24 L/hr의 유속으로 이송하고, 4 mol/L 수산화나트륨 수용액을 라인 3으로부터 1.8 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 4으로부터 1.1 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 6으로부터 1.5 L/hr의 유속으로 이송하였다. 수상을 라인 5로부터 17.9 L/hr의 유속으로 회수하고, 역추출된 LREE를 함유하는 염산 수용액을 라인 7로부터 0.4 L/hr의 유속으로 회수하였다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 3당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 3당량이었다.
정지 상태에 도달한 후, 라인 5로부터 회수된 수상과 라인 7로부터 회수된 염산 수용액을 광도계 ICP-7500에 의해 분석하여 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 결정하였다. 라인 7로부터 회수된 염산 수용액은 LREE를 기준으로 0.02 mol/L의 농도 및 99.5 mol%의 순도로 네오디뮴[Nd/(La+Ce+Pr+Nd)]을 함유한 한편, 라인 5로부터 회수된 수상은 LREE를 기준으로 0.5 mol%의 농도로 네오디뮴[Nd/(La+Ce+Pr+Nd)]을 함유하였다.
다음에, 라인 5로부터 회수된 수상(네오디뮴의 분리 후, 혼합물에 란탄, 세륨 및 프라세오디뮴을 함유하는 수상) 30 L를 새로운 수상으로서 사용하였다.
도 1에 나타낸 것과 같은 역류 다단계 믹서-침강기는 22 단계의 추출 섹션 A, 18 단계의 스크러빙 섹션 B, 및 8 단계의 역추출 섹션 C를 포함하였다. 유기상 및 수상을 추출 및 분리를 실행하기 위해 35℃의 온도에서 접촉시켰다.
도 1의 믹서-침강기에서, 0.1 mol/L의 란탄+세륨+프라세오디뮴을 함유하는 수상을 라인 1로부터 15 L/hr의 유속으로 이송하고, 유기상인, 등유 중의 0.5 mol/L의 PC-88A를 라인 2로부터 24 L/hr의 유속으로 이송하고, 4 mol/L 수산화나트륨 수용액을 라인 3으로부터 1.8 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 4로부터 1.0 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 6으로부터 1.5 L/hr의 유속으로 이송하였다. 수상을 라인 5로부터 17.8 L/hr의 유속으로 회수하고, 역추출된 LREE를 함유하는 염산 용액을 라인 7로부터 0.5 L/hr의 유속으로 회수하였다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 3당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 혼합된 LREE에 대해 3당량이었다.
정지 상태에 도달한 후, 라인 5로부터 회수된 수상 중의 란탄, 세륨 및 프라세오디뮴 및 라인 7로부터 회수된 염산 용액의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 라인 7로부터 회수된 염산 용액은 LREE의 0.027 mol/L의 농도 및 99.1 mol%의 순도로 프라세오디뮴[Pr/(La+Ce+Pr)]을 함유한 한편, 라인 5로부터 회수된 수상은 LREE의 0.9 mol%의 농도로 프라세오디뮴[Pr/(La+Ce+Pr)]을 함유하였다.
다음에, 라인 5로부터 회수된 수상(프라세오디뮴의 분리 후, 혼합물에 란탄 및 세륨을 함유하는 수상) 30L를 새로운 수상으로서 사용하였다.
도 1에 나타낸 것과 같은 역류 다단계 믹서-침강기는 12 단계의 추출 섹션 A, 12 단계의 스크러빙 섹션 B, 및 8 단계의 역추출 섹션 C를 포함하였다. 유기상 및 수상을 추출 및 분리를 실행하기 위해 35℃에서 접촉시켰다.
도 1의 믹서-침강기에서, 0.1 mol/L의 란탄+세륨을 함유하는 수상을 라인 1로부터 15 L/hr의 유속으로 이송하고, 유기상인, 등유 중의 0.5 mol/L의 PC-88A를 라인 2로부터 18 L/hr의 유속으로 이송하고, 4 mol/L 수산화나트륨 수용액을 라인 3으로부터 1.3 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 4로부터 0.6 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 6으로부터 1.3 L/hr의 유속으로 이송하였다. 수상을 라인 5로부터 16.9 L/hr의 유속으로 회수하고, 역추출된 LREE를 함유하는 염산 용액을 라인 7로부터 0.7 L/hr의 유속으로 회수하였다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 3당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 혼합된 LREE에 대해 3당량이었다.
정지 상태에 도달한 후, 라인 5로부터 회수된 수상 중의 란탄 및 세륨 및 라인 7로부터 회수된 염산 용액의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 라인 7로부터 회수된 염산 용액은 LREE의 0.044 mol/L의 농도 및 99.9 mol%의 순도로 세륨[Ce/(La+Ce)]을 함유한 한편, 라인 5로부터 회수된 수상은 LREE의 0.044 mol/L의 농도 및 99.8 mol%의 순도로 란탄[La/(La+Ce)]을 함유하였다.
실시예 2
이 실시예는 도 1에 나타낸 것과 같은 섹션들과 흐름 라인을 포함하는 역류 다단계 믹서-침강기를 사용하고, 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 혼합물로부터 네오디뮴을 추출 및 분리하기 위한 추출용매로서 D2EHDGAA를 사용하였다.
유기상은 0.5 mol/L의 D2EHDGAA의 등유 용액이었다. 수상은 프라세오디뮴:네오디뮴의 몰비율=1:1 및 0.1 mol/L의 프라세오디뮴+네오디뮴의 농도의 프라세오디뮴 클로라이드 및 네오디뮴 클로라이드의 수용액 30L이었다.
도 1에 나타낸 것과 같은 역류 다단계 믹서-침강기는 12 단계의 추출 섹션 A, 12 단계의 스크러빙 섹션 B, 및 8 단계의 역추출 섹션 C를 포함하였다. 유기상 및 수상을 추출 및 분리를 실행하기 위해 35℃에서 접촉시켰다. 수상을 라인 1로부터 15 L/hr의 유속으로 이송하고, 유기상을 라인 2로부터 21 L/hr의 유속으로 이송하고, 4 mol/L 수산화나트륨 수용액을 라인 3으로부터 0.6 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 4으로부터 0.3 L/hr의 유속으로 이송하고, 5.5 mol/L 염산 수용액을 라인 6으로부터 0.3 L/hr의 유속으로 이송하였다. 수상을 라인 5로부터 15.9 L/hr의 유속으로 회수하고, 역추출된 LREE를 함유하는 염산 수용액을 라인 7로부터 0.3 L/hr의 유속으로 회수하였다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 1.2당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 1.2당량이었다.
정지 상태에 도달한 후, 라인 5로부터 회수된 수상과 라인 7로부터 회수된 염산 수용액중의 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 광도계 ICP-7500에 의해 측정하였다. 라인 7로부터 회수된 염산 수용액 중의 LREE를 기준으로 한 네오디뮴[Nd/(Pr+Nd)]의 순도 및 라인 5로부터 회수된 수상 중의 LREE를 기준으로 한 프라세오디뮴[Pr/(Pr+Nd)]의 순도를 표 4에 보고하였다.
실시예 3
실시예 2에서와 같이 추출 및 분리를 수행하되 라인 3으로부터의 수산화나트륨 수용액의 유속은 0.8 L/hr이었고, 라인 4으로부터의 염산 수용액의 유속은 0.4 L/hr이었고, 라인 6으로부터의 염산 수용액의 유속은 0.7 L/hr이었다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 1.5 당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 1.5 당량이었다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 실시예 2에서와 같이 측정하였다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 순도를 또한 표 4에 보고하였다.
실시예 4
실시예 2에서와 같이 추출 및 분리를 수행하되 라인 3으로부터의 수산화나트륨 수용액의 유속은 1.6 L/hr이었고, 라인 4으로부터의 염산 수용액의 유속은 0.7 L/hr이었고, 라인 6으로부터의 염산 수용액의 유속은 1.5 L/hr이었다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 3 당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 3 당량이었다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 실시예 2에서와 같이 측정하였다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 순도를 또한 표 4에 보고하였다.
실시예 5
실시예 2에서와 같이 추출 및 분리를 수행하되 라인 3으로부터의 수산화나트륨 수용액의 유속은 1.9 L/hr이었고, 라인 4으로부터의 염산 수용액의 유속은 0.9 L/hr이었고, 라인 6으로부터의 염산 수용액의 유속은 1.7 L/hr이었다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 3.5 당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 3.5 당량이었다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 실시예 2에서와 같이 측정하였다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 순도를 또한 표 4에 보고하였다.
비교예 2
실시예 2에서와 같이 추출 및 분리를 수행하되 라인 3으로부터의 수산화나트륨 수용액의 유속은 0.5 L/hr이었고, 라인 4으로부터의 염산 수용액의 유속은 0.2 L/hr이었고, 라인 6으로부터의 염산 수용액의 유속은 0.5 L/hr이었다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 1 당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 1 당량이었다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도를 실시예 2에서와 같이 측정하였다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 순도를 또한 표 4에 보고하였다.
비교예 3
실시예 2에서와 같이 추출 및 분리를 수행하되 라인 3으로부터의 수산화나트륨 수용액의 유속은 2.1 L/hr이었고, 라인 4으로부터의 염산 수용액의 유속은 1.0 L/hr이었고, 라인 6으로부터의 염산 수용액의 유속은 2.0 L/hr이었다. 라인 3으로부터 이송된 수산화나트륨의 양은 4 당량이었고, 라인 4 및 6으로부터 이송된 염산의 총량은 라인 1로부터 이송된 수상에서의 LREE에 대해 4 당량이었다. 프라세오디뮴 및 네오디뮴의 농도는 상 분리가 일어나지 않았기 때문에 측정하지 못하였다.
| 산 및 알칼리 의 당량 |
Nd 순도 (mol%) |
Pr 순도 (mol%) |
|
| 비교예 2 | 1 | 84.2 | 85.3 |
| 실시예 2 | 1.2 | 99.2 | 99.1 |
| 실시예 3 | 1.5 | 99.3 | 99.4 |
| 실시예 4 | 3 | 99.6 | 99.5 |
| 실시예 5 | 3.5 | 99.4 | 99.5 |
| 비교예 3 | 4 | 상 분리 실패 | |
1 당량의 산 및 알칼리를 사용하는 비교예 2에서, Pr 및 Nd는 불충분한 순도로 회수되었다. 1.2 내지 3.5 당량의 산 및 알칼리를 사용하는 실시예 2 내지 실시예 5에서, Pr 및 Nd는 99.1 mol% 이상의 만족스러운 순도로 회수되었다. 4 당량의 산 및 알칼리를 사용하는 비교예 3은 상 분리를 하지 못하였다.
본 발명에 따라 LREE 혼합물로부터 목적 LREE를 추출 및 분리하는 방법은 종래 기술의 방법과 비교하여 원하는 순도로 목적 LREE를 회수하기 위해 필요한 추출 단계의 수를 감소시키는데에 성공적이다. 이것은 설비 투자의 감소를 제안한다. 사용된 산 및 알칼리의 양은 종래 기술의 방법과 비교하여 감소되는데, 이것은 운행 비용의 감소를 이끈다.
Claims (2)
- 란탄, 세륨, 프라세오디뮴 및 네오디뮴으로 구성되는 군으로부터 선택된 적어도 두가지 경 희토류 원소들을 함유하는 수용액으로부터 용매 추출을 통해 목적 경 희토류 원소를 분리하는 방법으로서,
목적 원소를 유기상으로 추출하기 위해, 역류 다단계 믹서-침강기에서 거기에 알칼리 용액을 첨가하면서 일반식 (1):
R1R2NCOCH2OCH2COOH (1)
(상기 식에서, R1 및 R2는 각각 독립적으로 곧은 또는 분지된 알킬이고, 적어도 하나는 적어도 6개 탄소 원자의 알킬기이다)을 갖는 디알킬 디글리콜 아믹산인 추출용매를 함유하는 유기상을 적어도 두가지 경 희토류 원소들을 함유하는 수용액인 수상과 접촉시키는 단계와,
목적 원소를 역추출하기 위해 유기상을 산 수용액과 접촉시키는 단계를 포함하며,
추출 단계에서 사용된 알칼리 용액에서 알칼리의 양과 역추출 단계에서 사용된 산 수용액에서 산의 양은 각각 수상에서의 경 희토류 원소에 대하여 1.2 내지 3.5 당량인 것을 특징으로 하는 방법. - 제 1 항에 있어서, 추출용매는 R1 및 R2가 각각 -CH2CH(C2H5)C4H9인 일반식 (1)을 갖는 디옥틸 디글리콜 아믹산인 것을 특징으로 하는 방법.
Applications Claiming Priority (4)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JPJP-P-2011-141570 | 2011-06-27 | ||
| JP2011141570 | 2011-06-27 | ||
| JP2012001824 | 2012-01-10 | ||
| JPJP-P-2012-001824 | 2012-01-10 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| KR20130001694A true KR20130001694A (ko) | 2013-01-04 |
| KR101536327B1 KR101536327B1 (ko) | 2015-07-13 |
Family
ID=46331064
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| KR1020120068273A KR101536327B1 (ko) | 2011-06-27 | 2012-06-26 | 경 희토류 원소의 추출 및 분리 방법 |
Country Status (10)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US8802040B2 (ko) |
| EP (1) | EP2540671B1 (ko) |
| JP (2) | JP2013163861A (ko) |
| KR (1) | KR101536327B1 (ko) |
| CN (1) | CN102851501A (ko) |
| AU (1) | AU2012203533B2 (ko) |
| CA (1) | CA2780545A1 (ko) |
| MY (1) | MY164109A (ko) |
| RU (1) | RU2598415C2 (ko) |
| ZA (1) | ZA201204651B (ko) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2016072529A1 (ko) * | 2014-11-04 | 2016-05-12 | 목포대학교 산학협력단 | 혼합 추출제를 이용한 희토류 금속의 회수방법 |
| US11186895B2 (en) | 2018-08-07 | 2021-11-30 | University Of Kentucky Research Foundation | Continuous solvent extraction process for generation of high grade rare earth oxides from leachates generated from coal sources |
| US11796384B2 (en) | 2021-09-27 | 2023-10-24 | Champ Vision Display Inc. | Display device and optical sensing module thereof |
Families Citing this family (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2015199981A (ja) * | 2014-04-07 | 2015-11-12 | 信越化学工業株式会社 | めっき液中の希土類金属イオン抽出除去方法及び装置 |
| JP6194867B2 (ja) * | 2014-09-10 | 2017-09-13 | 信越化学工業株式会社 | 抽出分離方法 |
| JP6465273B2 (ja) * | 2014-09-24 | 2019-02-06 | 日東電工株式会社 | 希土類元素の吸着分離材 |
| CN105886764B (zh) * | 2016-04-15 | 2018-02-06 | 内蒙古科技大学 | 从含ZnCl2的SmCl3溶液中草酸沉淀制备Sm2O3的方法 |
| CN108531746B (zh) * | 2017-03-02 | 2020-07-14 | 厦门稀土材料研究所 | 一种贵金属分离用萃取剂和应用该萃取剂萃取分离贵金属的方法 |
| CN107177744B (zh) * | 2017-05-18 | 2019-03-12 | 中国原子能科学研究院 | 一种萃取分离镧系和锕系元素的方法 |
| CN109082544B (zh) * | 2017-06-14 | 2021-05-18 | 厦门稀土材料研究所 | 一种含有有效官能团的萃取剂和吸附剂及其在钍金属萃取分离中的应用 |
| CN110044999A (zh) * | 2019-05-06 | 2019-07-23 | 中国工程物理研究院化工材料研究所 | 一种超高纯铈化合物中十四种痕量杂质稀土金属离子含量的检测方法 |
| JP7430377B2 (ja) * | 2019-06-19 | 2024-02-13 | 国立研究開発法人日本原子力研究開発機構 | 液液系での抽出分離による特定物質の製造装置 |
| CN111142582B (zh) * | 2020-01-13 | 2021-04-13 | 东北大学 | 一种稀土萃取生产过程的智能化控制系统 |
| CN112063861B (zh) * | 2020-09-14 | 2022-08-09 | 江西省科学院应用化学研究所 | 一种从高铝稀土料液中分离稀土的萃取方法 |
| CN113481391B (zh) * | 2021-06-24 | 2023-02-24 | 福建省长汀金龙稀土有限公司 | 一种分离稀土元素的方法 |
| CN115341109B (zh) * | 2022-08-30 | 2023-09-15 | 中稀(凉山)稀土有限公司 | 一种稀土工业生产中产出低钙镧的方法 |
Family Cites Families (21)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS54110976A (en) * | 1978-02-20 | 1979-08-30 | Mitsubishi Chem Ind Ltd | Liquid separation |
| JPS5884118A (ja) * | 1981-11-11 | 1983-05-20 | Mitsubishi Chem Ind Ltd | 希土類の分離法 |
| JPS61281833A (ja) * | 1985-06-08 | 1986-12-12 | Seitetsu Kagaku Co Ltd | セリウムの精製方法 |
| FR2600081A1 (fr) * | 1986-03-19 | 1987-12-18 | Rhone Poulenc Chimie | Procede de separation de terres rares |
| CN1008083B (zh) * | 1987-11-22 | 1990-05-23 | 江西省稀土研究所 | 一步萃取多出口分离稀土 |
| JP2756794B2 (ja) * | 1988-09-16 | 1998-05-25 | 日本重化学工業株式会社 | 希土類元素の分離方法 |
| BR9605956A (pt) * | 1995-12-13 | 1998-08-18 | Cytec Tech Corp | Processo para recuperar um elemento de terra rara a partir de uma soluçao ácida |
| CN1131326C (zh) * | 1999-02-12 | 2003-12-17 | 通用电气公司 | 直接生产混合稀土氧化物的加工工艺 |
| CA2277417A1 (en) * | 1999-07-09 | 2001-01-09 | Cytec Technology Corp. | Stripping lanthanide-loaded solutions |
| FR2845616B1 (fr) * | 2002-10-15 | 2004-12-03 | Commissariat Energie Atomique | Procede cyclique de separation d'elements chimiques presents dans une solution aqueuse |
| FR2870841B1 (fr) * | 2004-05-28 | 2007-02-09 | Commissariat Energie Atomique | Procede de coprecipitation d'actinides a des etats d'oxydation distincts et procede de preparation de composes mixtes d'actinides |
| RU2319666C2 (ru) * | 2006-01-23 | 2008-03-20 | Открытое акционерное общество "Чепецкий механический завод" (ОАО ЧМЗ) | Способ экстракционного разделения редкоземельных элементов |
| FR2900159B1 (fr) * | 2006-04-19 | 2008-06-13 | Commissariat Energie Atomique | Separation groupee des actinides a partir d'une phase aqueuse fortement acide |
| JP5035788B2 (ja) | 2006-06-06 | 2012-09-26 | 独立行政法人日本原子力研究開発機構 | 希土類金属の抽出剤と抽出方法 |
| FR2907346B1 (fr) * | 2006-10-23 | 2009-01-30 | Commissariat Energie Atomique | Separation groupee des actinides a partir d'une phase aqueuse fortement acide, utilisant un extractant solvatant en milieu relargant. |
| AU2010202408B2 (en) * | 2009-06-17 | 2014-12-18 | Shin-Etsu Chemical Co., Ltd. | Method for extracting and separating rare earth elements |
| JP5392828B2 (ja) * | 2009-06-17 | 2014-01-22 | 信越化学工業株式会社 | 希土類元素の抽出・分離方法 |
| JP5679158B2 (ja) | 2010-07-05 | 2015-03-04 | 信越化学工業株式会社 | 希土類金属の溶媒抽出用有機相の製造方法 |
| JP5487506B2 (ja) * | 2010-07-05 | 2014-05-07 | 信越化学工業株式会社 | 希土類金属抽出剤の合成方法 |
| JP5569841B2 (ja) * | 2010-07-05 | 2014-08-13 | 信越化学工業株式会社 | 希土類金属抽出剤の合成方法 |
| JP5679159B2 (ja) | 2010-07-05 | 2015-03-04 | 信越化学工業株式会社 | 希土類金属抽出剤の合成方法、及び希土類金属の溶媒抽出用有機相 |
-
2012
- 2012-06-14 MY MYPI2012002687A patent/MY164109A/en unknown
- 2012-06-18 JP JP2012136745A patent/JP2013163861A/ja active Pending
- 2012-06-18 AU AU2012203533A patent/AU2012203533B2/en active Active
- 2012-06-21 CA CA2780545A patent/CA2780545A1/en not_active Abandoned
- 2012-06-22 ZA ZA2012/04651A patent/ZA201204651B/en unknown
- 2012-06-22 EP EP12173126.9A patent/EP2540671B1/en active Active
- 2012-06-22 US US13/530,672 patent/US8802040B2/en active Active
- 2012-06-26 KR KR1020120068273A patent/KR101536327B1/ko not_active IP Right Cessation
- 2012-06-26 RU RU2012126654/02A patent/RU2598415C2/ru active
- 2012-06-27 CN CN2012103192466A patent/CN102851501A/zh active Pending
-
2015
- 2015-07-17 JP JP2015142637A patent/JP2015212423A/ja active Pending
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2016072529A1 (ko) * | 2014-11-04 | 2016-05-12 | 목포대학교 산학협력단 | 혼합 추출제를 이용한 희토류 금속의 회수방법 |
| US11186895B2 (en) | 2018-08-07 | 2021-11-30 | University Of Kentucky Research Foundation | Continuous solvent extraction process for generation of high grade rare earth oxides from leachates generated from coal sources |
| US11796384B2 (en) | 2021-09-27 | 2023-10-24 | Champ Vision Display Inc. | Display device and optical sensing module thereof |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ZA201204651B (en) | 2013-02-27 |
| US8802040B2 (en) | 2014-08-12 |
| RU2012126654A (ru) | 2014-01-10 |
| EP2540671A1 (en) | 2013-01-02 |
| JP2015212423A (ja) | 2015-11-26 |
| AU2012203533B2 (en) | 2014-11-20 |
| US20120328493A1 (en) | 2012-12-27 |
| JP2013163861A (ja) | 2013-08-22 |
| CN102851501A (zh) | 2013-01-02 |
| EP2540671B1 (en) | 2018-02-28 |
| AU2012203533A1 (en) | 2013-01-17 |
| CA2780545A1 (en) | 2012-12-27 |
| MY164109A (en) | 2017-11-30 |
| KR101536327B1 (ko) | 2015-07-13 |
| RU2598415C2 (ru) | 2016-09-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR101536327B1 (ko) | 경 희토류 원소의 추출 및 분리 방법 | |
| US8177881B2 (en) | Method for extracting and separating rare earth elements | |
| KR910008928B1 (ko) | 액체-액체 추출에 의한 희토류 원소의 분리방법 | |
| US5639433A (en) | Extraction of rare earth elements using alkyl phosphinic acid or salt/alkyl or aryl phosphonic acid or ester blends as extractant | |
| JP5392828B2 (ja) | 希土類元素の抽出・分離方法 | |
| RU2014141795A (ru) | Способ извлечения редкоземельных элементов и редких металлов | |
| JP2011001584A (ja) | 希土類元素の抽出・分離方法 | |
| EP2995693B1 (en) | Extraction/separation method | |
| JP5299914B2 (ja) | 希土類元素の抽出・分離方法 | |
| CN113316653B (zh) | 萃取剂的协同混合物用于从包含磷酸的水性介质中萃取稀土元素的用途 | |
| RU2610500C1 (ru) | Способ очистки сульфатных цинковых растворов от хлорид-иона | |
| AU2014256362B2 (en) | Method for extracting and separating rare earth elements | |
| CN109735718B (zh) | 一种液-液-液三相外推拉体系分离镨钕的方法 | |
| CN115652110A (zh) | 镁和镍的分离方法 | |
| BR102012030467A2 (pt) | Método para a extração e a separação de elemento de terra rara leve | |
| JPH04131331A (ja) | 溶媒抽出法による希土類金属の分離方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A201 | Request for examination | ||
| E902 | Notification of reason for refusal | ||
| E701 | Decision to grant or registration of patent right | ||
| GRNT | Written decision to grant | ||
| LAPS | Lapse due to unpaid annual fee |