复盐沉淀法分离络合浸出液中稀土研究
张晓伟1, 2，李梅1, 2，阳建平2，柳召刚2，胡艳宏1, 2，王觅堂2，刘佳2
(1. 北京化工大学 材料科学与工程学院，北京，100029;
2. 内蒙古科技大学 材料与冶金学院，内蒙古 包头，014010)
摘要：以HCl-AlCl3溶液络合浸出包头混合稀土精矿的浸出液为原料，采用硫酸钠复盐沉淀法分离络合浸出液中的稀土。研究络合浸出液酸度、稀土浓度、反应时间、反应温度以及硫酸钠和稀土质量比[m(Na2SO4):m(REO)]对稀土收率的影响。结果表明：络合浸出液酸度对稀土收率影响较小，当络合浸出液中稀土质量浓度为20 g/L，反应温度为90 ℃，反应时间为90 min，硫酸钠和稀土质量比为m(Na2SO4):m(REO)=4:1时，稀土收率达到97.53%。对复盐进行了XRD，SEM-EDS及化学分析，复盐沉淀中主要是NaRE(SO4)2·2H2O和少量CaSO4·H2O的混合物，复盐晶体以棒状形态无规则的堆积在一起，棒状颗粒长度大部分集中在1~2 μm，氟与铝基本都进入溶液中。
关键词：稀土；复盐沉淀；分离；络合浸出溶液
中图分类号：TF803.22 文献标志码：A 文章编号：1672-7207(2014)09-2952-07
Study on separation of rare earth of complexation leaching solution with double salt precipitation method
ZHANG Xiaowei1, 2, LI Mei1, 2, YANG Jianping2, LIU Zhaogang2, HU Yanhong1, 2, WANG Mitang2, LIU Jia2
(1. College of Materials Science and Engineering, Beijing University of Chemical Technology, Beijing 100029, China;
2. School of Material and Metallurgy, Inner Mongolia Science and Technology University, Baotou 014010, China)
Abstract: The raw material was the leaching liquor leached from Baotou Rare Earth concentrate with HCl-AlCl3 solution, and the method of sodium sulfate double salt precipitation was used to separate the rare earth. The effects of complex leaching solution acidity, rare earth concentration, reaction time, reaction temperature and the quality ratio of sodium sulfate to rare earth [m(Na2SO4):m(REO)] on the recovery of rare earth was studied.The results show that complex leaching solution acidity has little effect on the recovery of rare earth, and when rare earth concentration of complex leaching solution is 20 g/L, reaction temperature is 90 ℃, the reaction time is 90 min, and the mass ratio of sodium sulfate to rare earth is 4:1, the recoveries of rare earth reach 97.53%. The analysis of double salt for XRD, SEM-EDS and chemical constitution indicates that there is the mixture of NaRE(SO4)2·2H2O and CaSO4·H2O in double salt precipitation, the rod-shape crystals double salt is stacked together disorderly, the length of rod-shaped particles is mainly 1-2 μm. Most of the fluorine and aluminum go to the solution, and the quality of the double salt is not affected.
Key words: rare earth; double salt precipitation; separation; complex leaching solution
稀土是我国的重要战略性资源，在发展高新技术和开发新材料的领域发挥着重要的作用[1-4]。包头白云鄂博稀土矿是世界第一大稀土矿，蕴含着丰富的稀土资源[5]。由于现行处理包头混合型稀土精矿的硫酸焙烧工艺会产生大量硫氧化物和氟化物，对环境造成严重污染[6-8]。近年来，我国稀土科研人员开发出多项绿色环保型新工艺[9-12]。其中，HCl-AlCl3体系络合浸出包头稀土精矿新工艺不仅可以在低温下将混合型稀土精矿中的氟碳铈矿完全浸出，而且可起到有效的固氟作用，使氟和稀土一同存在于络合浸出液中。但络合浸出液中含有大量Al3+和[AlFn](n-3)-，采用中和沉淀法以及萃取法均不能使RE3+和Al3+达到较好的分离效 果[13]。本研究的主要目的是在酸性条件下，使RE3+和碱金属硫酸盐生成稳定的复盐沉淀，而Al3+和[AlFn](n-3)-等非稀土杂质不能生成复盐且[AlFn](n-3)-络离子不会被破坏，能共同进入复盐沉淀后的溶液中[14-16]，从而将络合浸出液中稀土分离出来。同时为后续F和Al等有价元素的回收创造条件。复盐沉淀法在磷酸生产研究以及浓硫酸氧化焙烧稀土精矿浸出液分离稀土生产工艺中都有应用。殷宪国等[17]对复盐沉淀法脱除湿法磷酸中镁铝氟杂质进行了研究，对镁含量较高的保康磷酸，采用复盐沉淀法其温度控制在60~70 ℃，MgO脱除率稳定在90%以上，优化条件下，Al2O3脱除率达50%以上，氟的脱除率在60%以上，P2O5的损耗率控制在0.56%以下，大大低于传统沉淀法磷的损耗率。龙志奇等[18]对含稀土的铝硅物料酸浸液采用复盐沉淀法分离稀土与铝等，碱金属硫酸盐采用硫酸铵、硫酸钠和硫酸钾中至少一种，硫酸盐加入量为稀土复盐沉淀所需理论用量的1.0~2.0倍，稀土复盐沉淀结晶和过滤温度控制在20~90 ℃之间，mL/mS=1:2~20:1(液固质量比)。我国稀土精矿分解工艺中采用的是浓硫酸低温焙烧分解工艺[19]，精矿在250~300 ℃下焙烧1~2 h后用水浸出，浸出液采用NaCl为沉淀剂，沉淀作业在90 ℃以上进行，NaCl用量为m(NaCl):m(REO)=(1.4~1.5):1。沉淀时间为2 h，反应完成后趁热过滤，并用2%的食盐溶液淋洗滤饼，工业生产中稀土沉淀率可达98%。
本研究中的原料与上述硫酸低温焙烧后的浸出液的成分不同，在本研究中的溶液是使用HCl和AlCl3络合浸出包头混合稀土精矿后的浸出液，络合浸出的主要反应如下：
2RE2(CO3)3·REF3+Al3++12H+=6RE3++[AlF6]3-+6H2O+6CO2↑ (1)
由方程(1)可以看出，反应后的浸出液中含有大量络合离子[AlF6]3-，因为在络合反应时加入的是过量的AlCl3和HCl，所以反应后的溶液中还含有大量的Al3+和H+等，这些离子的存在，是否对复盐沉淀过程产生一定的影响，传统方法在这个溶液体系中是否适用，这需要进行详细的研究。
1 实验
1.1 原理分析
在稀土硫酸盐或氯化盐溶液中加入碱金属硫酸盐，可生成稳定的复盐沉淀：
xRE3++yMe2 SO4+zH2O=xRE2(SO4)3·yMe2SO4·zH2O (2)
式中：Me表示Na，K或NH4。x，y和z随生成条件的不同而有所不同，在较低浓度的碱金属硫酸盐溶液中x，y和z分别为1，1和2[17]。
在稀土硫酸盐或氯化盐溶液中加入硫酸钠时，稀土生成稳定的稀土硫酸复盐沉淀，而大多数非稀土元素则难于或不能生成复盐而留在溶液中。
1.2 实验原料
实验所用溶液为HCl-AlCl3体系络合浸出包头稀土精矿的络合浸出液，其主要化学成分列于表1中。
表1 络合浸出液化学成分(质量浓度)
Table 1 Chemical compositions of leaching solution g/L
由于技术原因，[AlF6]3-络离子的含量目前无法测量，但溶液中确实存在F与Al的络合离子，因为它们的稳定常数为6.9×1019，所以极易形成络合离子，该溶液的酸度为1.5 mol/L。
实验中所用无水硫酸钠，硫酸亚铁铵以及EDTA等试剂均为市售分析纯试剂。以上化学成分的分析由内蒙古包头市稀土研究院分析室提供，物相分析由德国BRUKER公司的D8 ADVANCE X线分析仪测试。
1.3 实验方法及步骤
考察了络合浸出液酸度、稀土质量浓度、反应时间、反应温度、硫酸钠与稀土质量比(m(Na2SO4):m(REO))对稀土收率的影响。移取一定浓度的络合浸出液200 mL于烧杯中，置于HH-4型恒温水浴锅中加热并匀速搅拌，加入一定量的无水Na2SO4，反应至预定时间后趁热过滤，并用5%的稀Na2SO4溶液洗涤滤饼。所得滤液和滤饼中的稀土采用硫酸亚铁铵定铈容量法测定。硫酸钠复盐沉淀中的稀土收率用式(3)计算。
(3)
式中：s为稀土收率，%；
为沉淀中稀土的含量，%；R为沉淀总质量，g；
为滤液中稀土质量浓度，g/L；V为滤液总体积，L。
2 结果与讨论
2.1 pH对稀土收率的影响
一般在液相反应中，pH的影响是一个不可忽略的因素，所以为了研究在酸性、高铝络合浸出液体系中，不同pH对稀土收率的影响，选取溶液中稀土氧化物质量浓度为15 g/L，反应温度为70 ℃，反应时间为60 min，m(Na2SO4):m(REO)=3.0:1，得到稀土收率随pH变化的规律，如图1所示。由图1可以看出： pH对稀土收率的影响较小，几乎没有变化。当pH＜0时复盐沉淀中稀土收率为62.35%，随着pH增加至pH=0.5时，有所下降，但下降幅度非常小；继续调节pH至pH=3.0时，稀土收率为62.05%。数据的波动是由于化学分析的误差以及在强酸高铝体系中，稀土复盐沉淀的溶解度受溶液内各元素含量、稀土浓度以及温度的影响，而酸度对其溶解度应该可以忽略。
图1 pH对稀土收率s的影响
Fig. 1 Effect of pH on recoveries of RE
在调节至pH=3.0，未加无水硫酸钠时，络合浸出液中没有胶体或者沉淀产生；继续增加pH=4.0左右时，溶液中有少量胶体产生。这是因为大量游离的Al3+，部分Fe3+以及极少量的RE3+和OH-结合生成胶体所致。所以，在此体系中进行复盐沉淀提取稀土应在pH＜3.0条件下进行。而在pH＜3.0范围内，pH对稀土收率的影响较小。同时，在强酸性条件下可以使络合浸出液中的非稀土Al3+和Fe3+等保持游离状态，不会形成沉淀影响复盐沉淀中稀土收率。在本研究过程中，溶液属于强酸体系，故后续研究无需考虑pH对稀土收率的影响。
2.2 稀土质量浓度对稀土收率的影响
为了研究溶液中稀土质量浓度对稀土收率的影响，选取反应温度为70 ℃，反应时间为60 min，m(Na2SO4):m(REO)=3.0:1，得到稀土收率随稀土质量浓度变化的规律，如图2所示。由图2可以看出：溶液中稀土质量浓度对稀土收率影响较大，稀土收率随着溶液中稀土质量浓度的增加而增加，稀土质量浓度大于20 g/L，稀土收率的变化幅度较小。当稀土质量浓度从5 g/L增加至20 g/L时，稀土收率由26.83%提高至73.49%，继续增加稀土质量浓度至30 g/L，稀土收率仅比20 g/L提高了2%左右。所以，继续增加稀土质量浓度对稀土收率的影响很小。
图2 稀土质量浓度ρ对稀土收率的影响
Fig. 2 Effect of REO mass concentration on recoveries of RE
稀土收率随着稀土质量浓度的增加而增加，这是因为随着稀土质量浓度的增加，有利于反应(2)的正向进行，增大稀土复盐的沉淀量，提高稀土收率。当质量浓度大于20 g/L后，络合浸出液中游离的Al3+质量浓度也随之大大增加，从而使反应体系的黏度增加，阻碍反应的进行。同时在此络合浸出液体系中，当稀土质量浓度增大至30 g/L时，Al3+质量浓度大大增加，导致部分铝盐析出，这种结果也违背本研究的目的，作者期望铝的损失尽量减小，保留在溶液中，为后续铝的回收奠定基础。综合考虑以上因素，选择稀土质量浓度20 g/L，提取络合浸出液中的稀土较合适。
2.3 反应温度对稀土收率的影响
为了研究反应温度对稀土收率的影响，选取稀土质量浓度为20 g/L，反应时间为60 min，m(Na2SO4): m(REO)=3.0:1，得到稀土收率随反应温度变化的曲线，如图3所示。由图3可知：温度对稀土收率影响较大，稀土收率随温度的增加而增加，温度大于90 ℃，稀土收率基本保持不变，继续增加温度对稀土收率影响较小。当温度从30 ℃增加至90 ℃，稀土收率由56.23%提高至79.63%，增加幅度较大，当温度继续增加到100 ℃，则稀土收率增加了0.42%。这是因为，反应活化分子数量随温度的增加而增加，有利于加快反应(2)的正向进行，当反应达到平衡后温度对稀土收率影响不大。同时，在酸性条件下，稀土硫酸复盐沉淀的溶解度随温度的增高而下降。但温度过高对能源的消耗较大，所以选择反应温度为90 ℃较合适。
图3 温度对稀土收率的影响
Fig. 3 Effect of temperature on recoveries of RE
2.4 反应时间对稀土收率的影响
为了研究反应时间对稀土收率的影响，选取稀土质量浓度为20 g/L，反应温度为90 ℃，硫酸钠和稀土质量比为m(Na2SO4):m(REO)=3.0:1，得到稀土收率随反应温度变化的规律，如图4所示。由图4可知：稀土收率随反应时间的增加而增加，反应时间为90 min后，稀土收率增加的幅度较小。当反应时间为30 min时，稀土收率为63.5%，增加反应时间至90 min时，稀土收率提高至85.46%，继续延长反应时间至150 min，稀土收率缓慢增加至87%，稀土收率增加较缓慢。这是因为反应初期，各反应物浓度较高，有利于反应正向进行且反应较迅速，随着反应时间的增加，复盐沉淀量逐渐增加，溶液中稀土及硫酸钠的浓度逐渐下降，形成沉淀的速率也会随之下降，当反应达平衡后，继续增加时间对稀土收率影响较小。所以，选择反应时间为90 min较合适。
图4 反应时间对稀土收率的影响
Fig. 4 Effect of time on recoveries of RE
2.5 硫酸钠与稀土质量比对稀土收率的影响
为了研究硫酸钠与稀土质量比对稀土收率的影响，选取稀土质量浓度为20 g/L，反应温度为90 ℃，反应时间为90 min，结果如图5所示。由图5可知：稀土收率随着m(Na2SO4):m(REO)质量比的增加而迅速增加，当m(Na2SO4):m(REO)=4:1后，稀土收率不再增加。当m(Na2SO4):m(REO)=1:1增加至m(Na2SO4): m(REO)= 4:1，稀土收率从35.49%增加至97.53%。这是因为随着m(Na2SO4):m(REO)比例的增加，即无水Na2SO4的加入量增加，有利于复盐沉淀的形成，但当m(Na2SO4)与m(REO)的比例达到一定值以后，硫酸盐在稀土离子的周围达到一种“过饱和”状态，所以继续增加硫酸钠的质量对稀土收率的影响较小。
图5 硫酸钠与稀土氧化物质量比对稀土收率的影响
Fig. 5 Effect of m(Na2SO4):m(REO) on recoveries of RE
在此络合浸出体系中，稀土硫酸复盐沉淀过程中硫酸钠加入量应过量。在实验中，当m(Na2SO4): m(REO)=0.5:1时，几乎没有稀土硫酸复盐沉淀产生，这是因为无水硫酸钠在反应中不仅为复盐沉淀提供Na+和SO42-同时也向RE3+提供SO42-，但不应过量太多，否则有碍于后期复盐沉淀滤液中有价元素Al和F的综合回收以及消耗过多的硫酸钠。综合以上叙述，应选择m(Na2SO4):m(REO)=4:1较合适。
综合以上实验数据，得出以下优化实验条件：稀土复盐沉淀过程中，络合浸出液中酸度无需调节，溶液中稀土质量浓度为20 g/L，反应温度为90 ℃，反应时间为90 min，硫酸钠和稀土之比为m(Na2SO4): m(REO)=4:1，在此条件下，络合浸出液中稀土收率为97.53%，络合浸出液中的稀土大部分被提取出来。
2.6 复盐沉淀物的XRD，SEM-EDS及化学分析结果
将优化实验所得复盐沉淀烘干后，进行XRD物相分析，结果见图6所示。由图6可以看出：衍射峰主相为NaRE(SO4)2·2H2O，同时有部分的CaSO4·H2O的衍射峰出现，实验所得沉淀是混合稀土硫酸钠复盐沉淀，硫酸钙可能在复盐沉淀过程中被载带进入沉淀中。
对优化实验所得复盐沉淀进行SEM-EDS测试分析，所得结果见图7。
由图7(a)和(b)可以看出：复盐沉淀物晶体以棒状形态无规则的堆积在一起，棒状颗粒长度大部分集中在1~2 μm长度，对晶体分2处采点进行EDS定性分析(如图7(c)，(d)所示)，通过能谱分析发现，晶体中的主要元素为S，O，Na，RE，Ca和Pt等元素，Pt为样品测试时喷的铂金，所以不是晶体本身所含的元素。Ca元素存在与XRD分析结果相吻合，沉淀中肯定含有部分CaSO4。
图6 稀土硫酸复盐沉淀XRD谱
Fig. 6 XRD pattern of rare earth double sulfates double sulfates
图7 复盐沉淀的SEM像和EDS谱
Fig.7 SEM images and EDS spectrum of double double salt precipitation
将稀土硫酸钠复盐沉淀进行化学成分分析，结果见表2。由表2可以看出：氟与铝只有微量进入硫酸钠复盐沉淀中，这与作者最初的实验目的相符，稀土绝大部分都进入了复盐沉淀中，该沉淀可以直接进入碱转化工艺生产氢氧化稀土，由于滤液中含有大量的Al3+及氟铝络合物，后续的实验我们将进行合成冰晶石回收氟铝元素的研究。
表2 硫酸钠复盐沉淀化学成分(质量分数)
Table 2 Content of sodium sulfate double salt precipitation %
3 结论
1) 利用复盐沉淀法可将HCl-AlCl3体系浸出包头稀土矿所得络合浸出液中的稀土有效沉淀下来。络合浸出液的酸度对稀土收率几乎没有影响，当溶液中稀土质量浓度为20 g/L，反应温度为90 ℃，反应时间为90 min，m(Na2SO4):m(REO)=4:1的优化条件下，络合浸出液中的稀土收率达到了97.53%。
2) 通过XRD，SEM，EDS及化学分析法对复盐沉淀进行分析可知，复盐沉淀中主要是NaRE(SO4)2·2H2O和少量CaSO4·H2O的混合物，复盐沉淀晶体以棒状形态无规则的堆积在一起，棒状颗粒长度大部分集中在1~2 μm。
3) 在本研究中得到的优化工艺条件下，氟与铝基本都进入溶液中，不影响复盐的质量，达到了最初的研究目的。
参考文献：
[1] 李波, 梁冬云, 张莉莉. 富磷灰石复杂稀土矿石工艺矿物学研究[J]. 中国稀土学报, 2012, 30(6): 761-765.
LI Bo, LIANG Dongyun, ZHANG Lili. Process mineralogy of an apatite-rich complex rare earth ore[J]. Journal of Rare Earths, 2012, 30(6): 761-765.
[2] 冯兴亮, 黄小卫, 张国成, 等. 稀土与天青石共伴生矿焙烧及浸出过程研究[J]. 中国稀土学报, 2012, 30(1): 113-119.
FENG Xingliang, HUANG Xiaowei, ZHANG Guocheng, et al. Metallurgical processing of celestite-associated rare earth ore[J]. Journal of Rare Earths, 2012, 30(1): 113-119.
[3] 苏锵, 吴昊, 潘跃晓, 等. 稀土发光材料在固体白光LED照明中的应用[J]. 中国稀土学报, 2005, 23(5): 513-517.
SU Qiang, WU Hao, PAN Yuexiao, et al. Rare earth luminescent materials for white LED solid state lighting[J]. Journal of Rare Earths, 2005, 23(5): 513-517.
[4] 张洪杰, 孟健, 唐定骧. 高性能镁-稀土结构材料的研制、开发与应用[J]. 中国稀土学报, 2004, 22(1): 40-47.
ZHANG Hongjie, MENG Jian, TANG Dingxiang. Investigation, exploitation and application of magnesium-rare earth alloy as a structure material[J]. Journal of Rare Earths, 2004, 22(1): 40-47.
[5] 许延辉, 刘海蛟, 崔建国, 等. 包头混合稀土矿清洁冶炼资源综合提取技术研究[J]. 中国稀土学报, 2012, 30(5): 632-635.
XU Yanhui, LIU Haijiao, CUI Jianguo, et al. Techniques for clean smelting and resource comprehensive recycle of Baotou rare earth concentrates[J]. Journal of Rare Earths, 2012, 30(5): 632-635.
[6] 黄小卫, 张永奇, 李红卫. 我国稀土资源的开发利用现状与发展趋势[J]. 中国科学基金, 2011, 3: 134-137.
HUANG Xiaowei, ZHANG Yongqi, LI Hongwei. Development trend and research progress of rare earth extraction in China[J]. Science Foundation of China, 2011, 3: 134-137.
[7] HUANG Xiaowei, LONG Zhiqi, LI Hongwei, et al. Development of rare earth hydrometallurgy technology in China[J]. Journal of Rare Earths, 2005, 23(1): 1-4.
[8] WU Wenyuan, BIAN Xue, WU Zhiying, et al. Reaction process of monazite and bastnaesite mixed rare earth minerals calcined by CaO-NaCl-CaCl2[J]. Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2007, 17: 864-868.
[9] Radic N, Bralic M. Aluminium fluoride complexation and its ecological importance in the aquatic environment[J]. The Science of the Total Environment, 1995, 172: 237-243.
[10] WANG Liangshi, WANG Chunmei, YU Ying, et al. Recovery of fluorine from bastnasite as synthetic cryolite by product[J]. Journal of Hazardous Materials, 2012, 209/210: 77-83.
[11] 徐仁扣, 季国亮. 酸性溶液中铝-氟反应动力学[J]. 环境科学学报, 1999, 19(3): 292-296.
XU Renkou, JI Guoliang. Kinetics of aluminum-fluride complexation in acid solution[J]. Acta Scientiae Circummstantiae, 1999, 19(3): 292-296.
[12] 刘佳, 李梅, 柳召刚, 等. 包头混合稀土精矿络合浸出的研究[J]. 中国稀土学报, 2012, 30(6): 673-679.
LIU Jia, LI Mei, LIU Zhaogang, et al. Study on the coordination leaching of Baotou mixed rare earth concentrate[J]. Journal of Rare Earths, 2012, 30(6): 673-679.
[13] 胡平贵, 焦晓燕, 何小彬, 等. 碳酸氢铵沉淀钇基重稀土时共存铁、铝杂质离子的行为研究[J]. 稀土, 2000, 21(5): 1-4.
HU Pinggui, JIAO Xiaoyan, HE Xiaobin, et al. Effect of impurity ions on the crystallization of yttrium-base-heavy rare earth carbonate[J]. Chinese Rare Earths, 2000, 21(5): 1-4.
[14] Abreu R D, Morais C A. Purification of rare earth elements from monazite sulphuric acid leach liquor and the production of high-purity ceric oxide[J]. Minerals Engineering, 2010, 23: 536-540.
[15] 唐杰, 魏成富, 赵导文, 等. 烧结钕铁硼废料中Nd2O3的回收[J]. 稀有金属与硬质合金, 2009, 37(1): 9-11.
TANG Jie, WEI Chengfu, ZHAO Daowen, et al. Nd2O3 recovery from sintered NdFeB scrap[J]. Rare Metals and Cemented Carbides, 2009, 37(1): 9-11.
[16] Kul M, Topkaya Y, Karakaya I. Rare earth double sulfates from pre-concentrated bastnasite[J]. Hydrometallurgy, 2008, 93: 129-135.
[17] 殷宪国, 何佩蓉, 黎慧玲. 复盐沉淀法脱除湿法磷酸中镁铝氟杂质的研究[J]. 磷肥与复肥, 1998(1): 21-23.
YIN Xianguo, HE Peirong, LI Huiling. Study on removal magnesium aluminum fluoride impurity of wet-process phosphoric acid in double salt precipitation[J]. Phosphate and Compound Fertilizer, 1998(1): 21-23.
[18] 龙志奇, 黄小卫, 李红卫, 等. 一种含稀土的铝硅物料中回收稀土方法: 中国, CN 101705380 A[P]. 2010-05-12.
LONG Zhiqi, HUANG Xiaowei, LI Hongwei, et al. A kind of method about recycling of rare earths in rare earth aluminium silicon material: China, CN 101705380 A[P]. 2010-05-12.
[19] 李良才. 稀土提取及分离[M]. 赤峰: 内蒙古科学技术出版社, 2011: 388-391.
LI Liangcai. Rare earth extraction and separation[M]. Chifeng: Inner Mongolia Science and Technology Press, 2011: 388-391.
(编辑 陈爱华)
收稿日期：2013-11-18；修回日期：2014-03-10
基金项目：国家自然科学基金资助项目(51174115)；国家杰出青年基金资助项目(51025416)；“十二五”国家科技支撑计划项目(2012BAE01B01)；内蒙古自然科学基金重大资助项目(2014ZD04)
通信作者：李梅(1965-)，女，内蒙古鄂尔多斯人，教授，博士，从事稀土矿物分离及应用研究；电话：0472-5954390；E-mail: limei@imust.cn
