收利用了废酸中所有物料，杜绝了废弃物。
[0091] 表3 = Qnno ?
[0093]表 4 Γη〇94?
[0095] 与现有中和工艺对比
[0096] 1)与现有中和工艺对比经济效益见下表：
[0097] 一个月草酸沉淀生产草酸钕以RE0计435.7吨其中氯化钕溶液反萃负载草酸有机 相获得草酸钕以RE0计61.1吨。
[0098]
[0099] 2)与现有中和工艺对比每个月对环境造成的负荷影响见下表：
[0100] LUiui」 头施例二
[0102] 参见图1。
[0103]废盐酸:C_|= 59 · 3g/L，Ch+ = 3 · 2mol/L，C_ = 0 · 23g/L;空白有机相体系：TBP/(磺 化煤油+TBP) =20% (体积比）；氯化钕溶液(反液）：CrE3+= 1.2mol/L。
[0104] 萃取线依次由捕捞槽4级、萃取槽10级、中转桶、反萃锅、捕捞锅和低位桶组成。
[0105] 萃取分离时，空白有机相以132.3L/min自萃取线第5级（第1级萃取槽)进入，废酸 以25.3L/min从末级萃取槽进入萃取线，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此 萃余液再经4级煤油捕捞成为回收酸1(回收酸数据见表5)，返回酸溶系统使用。废酸中所含 稀土元素随回收酸I返回酸溶系统而被回收。负载草酸的有机相入中转桶暂存。
[0106] 反萃锅中先栗入约4m3的反液氯化钕溶液（1.2mol/L)，再自中转桶栗入约3m3的负 载有机相搅拌下进行反萃，静置分相，然后把空白有机相放至低位桶返回萃取槽使用。之后 又往反萃锅里加入同体积的负载有机相继续反萃。当水溶液中的稀土含量<〇.5g/L时将反 萃液和沉淀物放出，过滤。分离后的液体经捕捞锅中的磺化煤油回收有机相后成为回收酸 Π ;滤饼为稀土草酸盐。若有机相还能沉淀氯化钕溶液，则重新加入氯化钕溶液进入沉淀反 萃，直至有机相成为空白有机相。稀土草酸盐经灼烧后得氧化钕产品，检测数据见表6。
[0107] 捕捞槽年回收萃取剂约4.5 %，萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。
[0108] 采用用同1批反液多次反萃少量负载有机相可以及时调整反萃量，有利于降低空 白有机相中残余草酸含量和回收酸Π 中残余稀土元素。
[0109] 处理lm3废盐酸回收草酸约59.2kg，回收盐酸（折31%)约371kg(包括回收酸Π )， 减少废水lm3。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。
[0110] 表5
[0111]
表6 「01121
LU11；3」 绿上所还，不反明凹叹利用J )发酸干所令物科，杠靶J )发弁物。
[0114] 实施例四：
[0115] 参见图1、图3。
[0116] 废盐酸:C_|= 5 · 2g/L，CH+ = 2 · lmo 1/L，C_ = 0 · 16g/L;空白有机相：TBP/(TBP+磺化 煤油）=60% (体积比）；氯化镨和氯化钕混合溶液(反液）：CRE3+ = 0.22mol/L。
[0117] 萃取线共18级依次为捕捞槽3级、萃取槽10级和沉淀反萃槽5级。
[0118] 所述沉淀反萃槽包括澄清室1、搅拌桨2和混合室3,所述澄清室1与混合室3有共用 的立板5,所述搅拌桨2位于混合室3中。其中所述澄清室1具有向下的四楞锥底18,还有阀门 11、阀门12、进口 13、挡板14、过滤器15、栗16和出口 17,所述出口 17密封固定于四楞锥底18 的最低点，所述进口 13密封固定于挡板14最高点之下，自出口 17至进口 13之间通过管道依 次连接有栗16、过滤器15和阀门12。所述挡板14呈向下的四楞锥状，自进口 13上方挡罩进口 13;四条边均密封固定于澄清室1壁的下部，挡板14的四楞锥底有供水相及不溶物通过的开 口 19。所述阀门11位于过滤器15之后通过管道与过滤器15连接。
[0119] 萃取分离时，空白有机相以7.14L/min自萃取线第4级进入，废酸以42.8L/min进入 萃取线第13级，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃余液再经3级煤油捕捞 成为回收酸1(回收酸数据见表7)返回使用。废酸中所含稀土元素随回收酸I返回使用而被 回收。负载草酸的有机相在反萃槽(萃取线第14-18级）中与末级进入的流量为5.35L/min的 氯化镨和氯化钕混合溶液进行逆流连续沉淀反萃。反液与负载有机相在各沉淀反萃槽的混 合室3中经搅拌桨2搅拌混合后产生的不溶物与有机相、水相一同进入澄清室1分相。不溶物 及挡板14之上的水相沿开口 19进入挡板14下方，被栗16被送至过滤器15分离。分离后不溶 物留在过滤器15中；一部分水相经阀门12控制返回澄清室1挡板14的下方，一部分水相经阀 门11控制去下一级反萃槽或另行处理。处于整个澄清室1挡板14上方的不溶物因挡板14的 锥形布置基本上不会沉积在挡板14上。挡板14还阻挡了返回澄清室1的水相对挡板上方液 体的扰动。沉淀反萃槽澄清室1挡板14上方的水相不受返回澄清室1的水相的影响。第14级 引出的水相成为回收酸Π ，返回酸溶系统回收使用。回收酸检验数据见表7。不溶物灼烧成 氧化镨钕，杂质含量详见表8。
[0120] 处理lm3废盐酸回收草酸约5.2kg，回收盐酸(折31 % )约244kg(包括回收酸Π )，减 少废水lm3。萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无第三相。
[0121] 综上所述，本发明回收利用了废酸中所有物料，杜绝了废弃物。
[0122] 表7
[0123]
[01
[0125] 增加反萃槽数量可以降低回收酸Π 中残余稀土元素。
[0126] 表8 Γηι97?
[0128] 实施例五
[0129] 参见图1、图6。
[0130] 废盐酸：C_|= 12 · 8g/L，CH+ = 2 · 7mo 1/L，C_ = 0 · 21 g/L;空白有机相为Ν235:异辛 醇:磺化煤油）=2:1:7;氯化镨和氯化钕混合溶液(反液）：CRE 3+= 1.5mo 1/L。
[0131] 萃取线依次包括捕捞槽4级、萃取槽12级及中转桶、反萃锅1和2、捕捞锅、低位桶。
[0132] 萃取分离时，空白有机相以29.3L/min自萃取线第5级(第1级萃取槽)进入，废酸以 19.5L/min自末级萃取槽进入萃取线，经逆流萃取，得到负载草酸的有机相和萃余液，此萃 余液再经4级煤油捕捞成为回收酸1(回收酸数据见表9)，返回酸溶系统使用。废酸中所含稀 土元素随回收酸I返回酸溶系统而被回收。负载(草酸)有机相进中转桶暂存。
[0133] 中转桶暂存的负载有机相计量之后栗至反萃锅2与来自反萃锅1(已经完成对反萃 锅1内有机相进行间歇式沉淀反萃）的水相进行间歇式沉淀反萃。反萃完毕后静置分相，有 机相再送入反萃锅1与进入反萃锅1内新栗入的氯化镨和氯化钕混合溶液进行间歇式沉淀 反萃。反应完毕的空白有机相进入低位桶暂存，最终返回萃取槽使用。
[0134] 氯化镨和氯化钕混合溶液先进入反萃锅1对来自反萃锅2的有机相(所含草酸已被 部分反萃的负载有机相)进行间歇式沉淀反萃。反萃锅1内的沉淀反萃完成并分相后，水相 进入反萃锅2,用于反萃新栗至反萃锅2的负载有机相;完成沉淀反萃后分相，再经捕捞锅内 的煤油回收有机相的后作为回收酸Π 回收利用。回收酸Π 中的稀土元素随回收酸Π 回收。
[0135] 年回收萃取剂约占萃取剂总量4%，因此，萃取剂基本无损耗。萃取及反萃过程无 第三相。
[0136] 采用等当量金属盐溶液二级反萃负载有机相中的草酸，使得含草酸高的负载有机 相与金属离子浓度较低的反液接触，可以有效提高反液中金属离子的效率，降低回收酸Π 中的金属离子含量;并使得含草酸较低的负载有机相与金属离子浓度较高的反液接触，可 以尽可能降低空白有机相中的残余草酸，提高有机相的萃取能力。达到用最少的资源尽可 能降低残余物含量的目的。
[0137] 表9
[0138]
[01
[0140]表10 Γ ΓΗ /1 1 ?
L0142」 处埋lmj发盐酸回叹皁酸约5 · 2kg，回叹盐酸（犰31 % )约296kg(包拈回叹酸11 )，回 收稀土0.21kg(以RE0计），减少废水lm3。
[0143] 对比例：
[0144] 将实施例5所述废盐酸5m3(C草酸=12.88/1，1^0 = 0.218/1)，与1365敁99%碳酸 钙在反应爸中混合反应到pH=4时(排放二氧化碳约151.2m3)，将悬池液过滤并洗涤滤渣得 到中间渣;滤液继续中和至约pH7排放(其中氯化钙约1.4吨，C0D约1吨）。中间渣950-1000°C 灼烧(排放二氧化碳约7m3)，得到混合氧化物40. lKg。该混合物与萃取生产线的萃取的皂化 水氯化铵(C?K=l〇〇g/L)溶液在搅拌釜内充分反应后过滤，将滤液返回萃取线用于有机萃 取剂皂化，过滤后的滤渣洗涤后用硫酸浸出，得到稀土料液折合RE0= 1.0kg，返回生产使 用。稀土回收率95.2%。盐酸、草酸的回收率为零。
[0145] 实施例六
[0146] 参见图 1、5。
[0147] 废硫酸:C_|= 18 · 2g/L，CH+ = 3 · 8mo 1/L，C|*= 0 · 08g/L;空白有机相体系：TBP/ (TBP+ 磺化煤油）=25 % (体积比）；硫酸钴溶液(反液）：Cg〇2+ = 0.4mo 1/L。
[0148] 萃取线共16级，依次为捕捞槽4级、萃取槽