Isparta yöresi nadir toprak elementlerinin kazanımı için yeni proseslerin geliştirilmesi
Development of new processes for beneficiation of Isparta region rare earth elements
Yazar: MERT TERZİ
Danışman: PROF. DR. İLGİN KURŞUN
İstanbul Üniversitesi / Fen Bilimleri Enstitüsü / Maden Mühendisliği Ana Bilim Dalı
Derece: Doktora, 2017
Konu: Maden Mühendisliği ve Madencilik = Mining Engineering and Mining
Dizin: Nadir toprak elementleri = Rare earth elements

Özet:
Bu çalışmanın temel amacı, Türkiye'de üretime geçmesi planlanan ilk nadir toprak elementleri (NTE) rezervi olan Isparta – Çanaklı cevher yatağındaki NTE minerallerinin zenginleştirilmesi için temel cevher hazırlama prosesleri kullanılarak bir prosesin geliştirilmesidir.
Tez kapsamındaki deneysel çalışmalar üç ana başlık altında yürütülmüştür. İlk kademe olarak sahadan temsili olarak alınan numuneler üzerinde kapsamlı bir karakterizasyon çalışması yapılmıştır. Karakterizasyon çalışmalarında gerçekleştirilen fiziksel, kimyasal ve mineralojik analizler ve incelemeler sonucunda cevher yatağının fiziksel özellikleri, kimyasal yapısı ve mineralojisi, birbirleri ile ilişkili olarak ortaya konulmuştur. Yine karakterizasyon çalışmaları kapsamında yürütülen yüzdürme-batırma ve manyetik ayırma testleri ile de zenginleştirmeye hedef içeriklerin temel cevher hazırlama işlem kademeleri ile zenginleştirilebilirlikleri incelenmiştir. 
Fiziksel analizler kapsamında nem, tane boyut dağılımı (TBD), manyetik ayırma, yüzdürme-batırma ve yoğunluk analizleri yapılmıştır. Nem analizi sonucunda, numunenin toplam % 9,17 nem içerdiği belirlenmiştir. Tane boyut dağılımı sonucunda numunenin d10, d50 ve d90 boyutları sırasıyla 2 µm, 100 µm ve 495 µm olarak belirlenmiştir. Manyetik ayırma deneylerinin sonuçlarına göre numunenin -1000+38 µm boyut aralığındaki manyetik özellik gösteren mineral oranı yaklaşık olarak % 14,05 olarak hesaplanmıştır.  Yüzdürme-batırma deneylerinin sonucunda numunenin -1000+38 µm boyut aralığındaki ağır mineral oranı (ρ > 2,9 gr/cm3) %8,82 olarak belirlenmiştir. Yoğunluk analizleri sonucunda ise numunenin ortalama yoğunluğu 2,52 gr/cm3 hesaplanmıştır. TBD, yüzdürme-batırma ve yoğunluk verileri ışığında Taggart zenginleştirme kriteri ortalama 1,62 olarak hesaplanmış ve ön zenginleştirme yöntemi olarak gravite zenginleştirme yöntemlerinin incelenmesine karar verilmiştir.
Kimyasal analiz sonucunda numunenin 754,23 ppm hafif nadir toprak elementleri (HNTE) ve 65,28 ppm ağır nadir toprak elementleri (ANTE) içeriğine sahip olduğu belirlenmiştir. Fe2O3 ve TiO2 içeriklerinin ise sırasıyla %6,61 ve %0,82 olduğu görülmüştür. HNTE'lerin 1053,03 ppm ile -106+75 µm tane boyut fraksiyonunda ANTE'lerin ise 85,57 ppm ile -38 µm tane boyut fraksiyonunda yoğunlaştığı belirlenmiştir. 
Mineralojik analizler kapsamında en yüksek HNTE ve ANTE içeriğine sahip tane boyut, ağır mineral ve manyetik fraksiyonları üzerinde X-Işını Kırnımı (XRD) analizleri gerçekleştirilmiştir. Ayrıca yine tüm bu fraksiyonlar üzerinde ince kesit incelemeleri ve elektron mikroprobu analizleri yürütülmüştür. XRD analizleri sonucunda numunede bulunan baskın mineral fazlarının; kuvars, albit, mikroklin, sanidin, hornblend, sfen, zirkon ve manyetit olduğu belirlenmiştir.
Tane boyut fraksiyonlarının optik mikroskop incelemelerinde numuneyi oluşturan minerallerin belirli bir boyut fraksiyonunda yoğunlaşmadığı ve nispeten homojen bir dağılım gösterdikleri belirlenmiş, -500+106 µm tane boyut aralığına kadar kısmen bağlı tanelere rastlanmış, -106+75 µm tane boyut aralığından itibaren ise bağlı tane oranının azaldığı görülmüştür. Deskriptif petrografik analizlerde ise feldspatların dış yüzeylerinde demirce zengin opak fazlar gözlenmiştir.
-106+75 µm tane boyut fraksiyonu Taramalı Elektron Mikroskobu ile Enerji yayılımlı X-Işını Analizi (SEM-EDX) analizlerinde numunede Ti-NTE içerikli mineral veya mineraller olduğunu işaret eden bulgulara ulaşılmıştır. Elektron Prob Mikro Analiz (EPMA) sonucunda numunede NTE taşıyan minerallerin allanit ve çevkinit oldukları belirlenmiş, bunun dışında numunede piroksen, kromit, ilmenit, torit, lantanit, apatit, sirtolit, anortoklaz minerallerine de rastlanmıştır. Minerallerin Taramalı Elektron Mikroskobisi ile Kantitatif Değerlendirmesi (QEMSCAN) sonucunda %2,02 oranı ile allanit, toplam %0,67 oranıyla iki farklı Ca-NTE silikat/çevkinit minerali ve %0,04 oranı ile brannerit NTE taşıyan mineraller olarak belirlenmiştir. NTE minerallerinin halihazırda yeterli düzeyde serbestlik derecelerine sahip oldukları görülmüştür.
pH profili analizi sonuçlarına göre pH değerinin belirli bir süre sonra bazik bölgede tampon bir pH değerine ulaşma eğilimi göstermeye başladığı görülmüştür. 
İkinci aşamada karakterizasyon deneylerinden elde edilen bulgular ışığında gravite ayırması ve flotasyon yöntemleri kullanılarak ön zenginleştirme deneyleri gerçekleştirilmiş, bu yöntemlerin, numuneden liç çalışmalarında kullanılmak üzere bir ön konsantre elde edilmesi için uygulanabilirliği ortaya konulmuştur. Gravite deneylerinde, sarsıntılı masa ile zenginleştirmede farklı parametrelerin zenginleştirmeye cevabı üzerine etkilerinin belirlenmesi ve parametre optimizasyonu için faktöriyel tasarım uygulanmış olup, deney tasarımı Yates tekniği ile oluşturulmuş ve sonuçlar varyans analizi kullanılarak incelenmiştir. -1000+212 µm boyut grubunda Toplam Nadir Toprak Elementleri (TNTE) tenörü açısından en iyi sonuç 2956,49 ppm ile 10o masa eğimi, 400 dev/dk masa hızı, 8 L/dk su debisi şartlarında, TNTE zenginleştirme verimi açısından da en iyi sonuç ise %61,28 ile 8o masa eğimi, 340 dev/dk masa hızı, 10 L/dk su debisi şartlarında elde edilmiştir.
-212+38 µm boyut grubunda TNTE verimi açısından en iyi sonuç %72,87 ile 6o eğim, 460 dev/dk masa hızı, 8 L/dk su debisi şartlarında, elde edilmiştir. TNTE tenörü açısından en iyi sonuç 2579,22 TNTE tenörü ile 8o eğim, 400 dev/dk masa hızı, 8 L/dk su debisi şartlarında elde edilmiştir. Yates/ANOVA sonuçlarına göre -1000+212 µm boyut grubunda TNTE tenörü ve TNTE zenginleştirme verimi üzerinde masa eğimi parametresinin tek başına etkisinin bulunduğu sonucu ortaya çıkmıştır. -212+38 µm boyut grubunda ise TNTE tenörü açısından masa TNTE zenginleştirme verimi üzerinde ise masa hızı/su debisi ve her üç parametrenin kombinasyonu dışındaki tüm parametre ve kombinasyonların etkili olduğu belirlenmiştir.
Ön zenginleştirme prosesinin son kademesi olan flotasyon deneyleri öncesinde, numunede NTE içeren baskın mineral olan allanit mineralinin saf örnekleri üzerinde yüzey karakterizasyon çalışmaları yapılmıştır. Bu kapsamda öncelikle allanit mineralinin zeta potansiyeli ölçümleri, temas açısı ve kabarcık-tane yapışma süresi ölçümleri gerçekleştirilmiştir. Ölçümler sonucunda allanitin sıfır yük noktası (SYN) yaklaşık olarak pH 6,15 olarak belirlenmiş ve hidrofil olduğu açıkça ortaya konulmuştur. Flotasyon deneyleri için katyonik bir kollektör olan Flotigam EDA, anyonik kollektörler olan R845N ve benzohidroksamik asit (BHA) varlığında zeta potansiyeli ölçümleri, temas açısı ölçümleri, kabarcık-tane yapışma süresi ölçümleri ve mikro-flotasyon deneyleri yapılmış ve konvansiyonel flotasyon deneyleri için yol haritası belirlenmiştir. Allanit mineralinin yüzdürülmesi sırasında diğer minerallerin davranışlarının belirlenmesi amacıyla optimum flotasyon koşullarında ağır numune mikroflotasyon deneyleri gerçekleştirilmiştir. Mikroflotasyon deneyleri sonucunda Flotigam EDA ile yüzen numune miktarı %65 gibi bir seviyede gerçekleşmiştir. R845N ve BHA ile yüzen miktarları sırasıyla %18 ve %25 ile Flotigam EDA'ya göre daha düşük seviyelerde gerçekleşmiştir. Bu sonuçlar Flotigam EDA toplayıcı kullanımı ile seçimli bir flotasyonun gerçekleşmesinin zorluğunu ortaya koymuştur. Yüzey kimyası çalışmaları sonucunda belirlenen şartlar altında konvansiyonel flotasyon sonuçları incelendiğinde Flotigam EDA ile gerçekleştirilen deneyler sonucunda 5433,03 ppm TNTE içeriğine sahip konsantre %87,72 verimle kazanılmıştır. Bu durum da allanitin Flotigam EDA ile seçimli bir şekilde yüzdürülebilmesi için bastırıcı mekanizmalarının detaylı olarak incelenmesi gerekliliğini ortaya koymaktadır. R845N ile gerçekleştirilen flotasyon sonucunda ise 10550,73 ppm TNTE içeriğine sahip konsantre %19,55 verimle kazanılmış ve konsantrenin TNTE içeriği yaklaşık %105 oranında arttırılmıştır. BHA ile gerçekleştirilen flotasyon sonucunda ise 13013,21 ppm TNTE içeriğine sahip konsantre %30,02 verimle kazanılmış ve konsantrenin TNTE içeriği yaklaşık 2,5 kat arttırılmıştır. 
Deneysel çalışmaların son aşaması ve nihai zenginleştirme prosesi kademesi olarak kimyasal çözündürme deneyleri gerçekleştirilmiştir. Kimyasal çözündürme deneylerinde; numunede NTE taşıyan minerallerin çözündürülmesinde farklı asitlerin farklı koşullarda NTE çözünme verimleri üzerine etkileri incelenmiş ve numunenin çözünme kinetikleri ortaya konulmuştur. Tane boyutunun etkisinin incelendiği direkt liç deneyleri sonucunda elde edilen en yüksek TNTE çözünme verimleri H2SO4, HCl ve HNO3 için sırasıyla %50,27, %44,62 ve %45,30 olmuştur. H2SO4 ile diğer asitlere göre yaklaşık %5 daha yüksek bir TNTE çözündürme verimi elde edildiği için ise direkt liç deneylerinin devamında H2SO4 kullanılmıştır. H2SO4 ile liç süresi, asit konsantrasyonu ve pülp sıcaklığının NTE çözünme verimleri üzerinde etkilerinin incelendiği ve Yates/ANOVA deneysel tasarım ile yürütülmüş deneylerde en iyi sonuçlar 5M H2SO4 konsantasyonu, 5 sa liç süresi ve 100oC pülp sıcaklığı şartlarında elde edilmiş ve bu şartlarda elde edilen TNTE, HNTE, ANTE, Ce, La ve Nd çözünme verimleri sırasıyla %65,34, %61,80, %65,22, %66,09, %66,86 ve %68,38 olmuştur. TNTE, HNTE, ANTE, Ce, La ve Nd çözünme verimleri üzerinde etkin olduğu belirlenen parametreler için Minitab yazılımı kullanılarak modeller oluşturulmuş ve deneysel sonuçlar ile modelden elde edilen sonuçlar arasında korelasyon analizleri gerçekleştirilmiştir. TNTE, HNTE, ANTE, Ce, La ve Nd çözünme verimleri üzerinde etkin parametreler kullanılarak oluşturulan modellerde deneysel Y değerleri ile hesaplanan Y değerleri arasındaki korelasyon katsayıları (R2) sırasıyla 0,7933, 0,7721, 0,9323, 0,6700, 0,8312 ve 0,8183 olarak hesaplanmıştır. 
Direkt liç deneyleri sonuçları ışığında, nihai zengileştirme prosesi olarak liç prosesinin uygulanabilirliği NTE'lerin çözünme kinetikleri ile birlikte incelenmiştir. "Küçülen Çekirdek-Küçülen Parçacık" modeli temel kinetik model olarak tercih edilmiş ve deneylerde elde edilen çözünme verileri ile uyumlu modelin kimyasal reaksiyon kontrollü model olduğu belirlenmiştir. Tane boyutu (Dp), asit konsantrasyonu (CA), pülpte katı oranı (SR) ve pülp sıcaklığına ait parametreler sırası ile incelenerek hız sabitleri elde edilmiş ve çözümlemeleri gerçekleştirilmiştir. Buna göre tane boyut parametresi olan Dp'nin üstel değeri a = -0,2343, asit konsantrasyonu parametresi olan CA'nın üstel değeri b = 0,6318, pülpte katı oranı parametresi olan SR'nin üstel değeri ise c = 0,1063 olarak bulunmuştur. Liç kinetiği incelemeleri kapsamında incelenen tüm parametrelerin etkisinin hesaba katılması sonucunda Isparta Çanaklı cevherinden NTE'lerin H2SO4 ile liçi için geliştirilen nihai kuramsal model ise 1-(1-η)1/3=1998,2×[Dp-0,2343×CA0,6318×SR0,1063×e-5329,6/T]×t olarak belirlenmiştir.
Sonuç olarak ise çözünmenin aktivasyon enerjisi 44,31 kJ/mol olarak hesaplanmıştır. Bu sonuçlar da numunede bulunan NTE minerallerinin H2SO4 ile çözünme reaksiyonunun kimyasal olarak kontrol edildiğini ortaya koymuştur. 
Zenginleştirme deneyleri sonucunda ise Isparta yöresi nadir toprak elementlerinin kazanımı için nihai zenginleştirme akım şeması oluşturulmuştur. Sonuç olarak, yatakta bulunan NTE taşıyan minerallerin zenginleştirme işlemleri için uygulanacak proseslere temel olan mekanizmalar ortaya konularak hem yatağın güncel metodlarla üretilmesini temin edecek bir proses belirlenmiş, hem de alternatif NTE minerallerinin zenginleştirmeye esas olan özellikleri ortaya konulmuştur.

Abstract:
The main purpose of this study is; the development of a new process using new techniques and the fundamental mineral preparation processes for the enrichment of rare earth element (REE) minerals in the Isparta - Çanaklı ore bed, which is the first REE reserve planned for production in Turkey.
Experimental studies within the thesis have been carried out by three main steps. In the first step, comprehensive characterization studies were carried out on the samples representatively taken from the ore bed. As a result of the physical, chemical and mineralogical analyses and examinations carried out, the physical properties, chemical structure and mineralogy of the ore bed were determined in conjunction with each other. In order to examine the enrichment responses, basic enrichment tests were also performed within the characterization studies.
Moisture, particle size distribution (PSD), sink-float, and density analyses were performed within the physical analyses. While the moisture content of the sample was determined as 9.17%, the d10, d50 and the d90 sizes of the sample were found as 2 μm, 100 μm and 495 μm, respectively. According to the results of the magnetic separation experiments, the magnetic mineral content of the -1000 + 38 μm size fraction was calculated as approximately 14.05%. As a result of the sink-float experiments, the heavy mineral ratio (ρ> 2.9 gr/cm3) of the sample in the size fraction of -1000+38 μm was determined as 8.82%. Also, mean density of the sample was calculated as 2.52 g/cm3. Taggart enrichment criterion was calculated as 1.62 by the interperation of PSD, sink-float and density data. Therefore it was decided to investigate gravity enrichment methods for pre-enrichment.
According to the chemical analyzes, it was determined that the sample had 754.23 ppm LREE and 65.28 ppm HREE content. Fe2O3 and TiO2 contents are 6.61% and 0.82%, respectively. LREE's were found to be concentrated at rate of 1053.03 ppm within -106+75 μm particle size fraction, while HREE's were concentrated at the rate of 85.57 ppm within -38 μm particle size fraction. 
Mineralogical investigations included XRD analyzes of the size fractions with the highest LREE and HREE content, heavy mineral and magnetic fractions. In addition, thin section analyzes and electron microprobe analyzes were carried out for all fractions. According to XRD analyzes, dominant mineral phases present in the sample were determined as quartz, albite, microcline, sanidine, hornblende, zircon and magnetite. 
In the optical microscope examinations of particle size fractions, it was determined that the minerals constituing the sample did not concentrate in a certain size fraction and showed a relatively homogeneous distribution. Locked particles were found up to the range of -500 + 106 μm particle size, and their ratio has begun to decrease from -106 + 75 μm particle size. Descriptive petrographic analyzes showed that opaque phases rich in iron were observed on the outer surfaces of the feldspars.
According to the SEM-EDX analyzes realized on -106 + 75 μm particle size fraction, it was concluded that the Ti-REE-containing mineral or minerals are present in the sample. As a result of EPMA analysis; the REE carrier minerals were found as allanite and  two different chevkinite species with high and low Ca ratios. Additionally, pyroxene, chromite, ilmenite, thorite, lanthanite, apatite, cyrtolite and anorthoclase were also observed. As a result of the QEMSCAN analysis, allanite with rate of 2.2%, two different Ca-NTE silicate / chevkinite minerals with total rate of 0.67% and brannite with rate of 0.04% were identified as four different REE bearing minerals. It was also seen that the REE minerals already have sufficient degrees of liberation.
According to the results of the pH profile analysis carried out within the electrokinetic analyzes, it has been found that the pH value did tend to reach a buffer pH value in the alkaline region after a certain time.
As the second stage, pre-concentration experiments were carried out using gravity separation and flotation methods by using data obtained from the characterization experiments and their applicability was investigated in order to obtain a pre-concentrate for leaching studies. In the gravity separation experiments, the factorial design was applied to determine the effects of different parameters on the enrichment response and the parameter optimization in the enrichment with shaking table. The experimental design was conducted using the Yates technique and the results were analyzed using ANOVA variance analysis. The best result in terms of TREE grade in the -1000+212 μm size group was 2956.49 ppm at 10o table inclination, 400 rpm table speed, 8 L/min washing water rate conditions, while the highest result in terms of TREE recovery was 61.28% at 8o table inclination, 340 rpm table speed, 10 L/min washing water rate conditions. The best result in terms TREE grade in the -212+38 μm size group was 2579.22 TREE grade at 8o slope, 400 rpm table speed, 8 L/min washing water rate conditions. On the other hand, highest TREE recovery in the -212 + 38 μm size group was obtained under 6o table inclination, 460 rpm table speed, 8 L/min washing water rate conditions with rate of 72.87%. According to Yates/ANOVA results, table inclination found as the only parameter affected the TREE grade and recovery in the -1000+212 μm size group. In the -212+38 μm size group, it was determined that all the parameters and combinations except the table speed/washing water rate and the combination of all three parameters were effective on TREE recovery.  On the other hand, table speed was found to be the only parameter that affects the TREE grade in the same size fraction. In the -212+38 μm size group, the correlation coefficient (R2) between the theoretical and experimental values calculated by using the effective parameters on the REE recovery was calculated as 0.9904. 
Before the flotation experiments, which was the last stage of the pre-concentration process, detailed surface characterization studies were carried out on pure allanite minerals which was the the dominant REE carrier mineral in the ore. In this context, zeta potential, contact angle, micro-flotation and bubble-particle attachment measurements were conducted on the allanite sample. As a result of the measurements, ZPC of allanite was determined to be approximately 6.15, it was found hydrophilic. Subsequently, zeta potential measurements, contact angle measurements, bubble-particle attachment time measurements and micro-flotation experiments were performed using a cationic collector Flotigam EDA, anionic collectors R845N and, benzohydroxamic acid (BHA), and thus the roadmap for the conventional flotation experiments was suggested. In order to determine the behaviors of other minerals during floatation of allanite mineral, zeta potential and micro-flotation experiments were carried out on heavy fraction samples under the optimum flotation conditions. The amount of heavy sample floated by Flotigam EDA was 65% while the amount of floating fraction with R845N and BHA were 18% and 25%, respectively. These results demonstrated the difficulty of achieving a selective flotation with the use of the Flotigam EDA collector. When the conventional flotation results were examined under the conditions determined in the surface chemistry studies, the concentrate with 5433.03 ppm TREE grade was obtained with 87.72% TREE recovery using Flotigam EDA. This suggested that the depressant mechanisms should be examined in detail for the selective flotation of allanite by Flotigam EDA. As a result of the flotation with R845N, the concentrate with a grade of 10550.73 ppm TREE was obtained with a recovery rate of 19.55% and the TREE grade of the concentrate was increased by a factor 2.0. As a result of flotation with BHA, the concentrate with 13013.21 ppm TREE grade was obtained with a recovery rate of 30.02% and TREE grade of the concentrate was increased by a factor of 2.5. 
Chemical dissolution tests were carried out as the final stage of the experimental. In the chemical dissolution tests; the effects of different acids on the REE dissolution efficiencies under different conditions were investigated. Additionally, the dissolution kinetics of the sample were also investigated. The highest TREE dissolution efficiencies obtained for the direct leaching experiments where effects of particle size in leaching investigated were obtained as 50.27%, 44.62% and 45.30% for H2SO4, HCl and HNO3, respectively. Since TREE dissolution efficiency was about 5% higher with H2SO4 than that of the other acids, the direct leaching experiments were followed by H2SO4.
In the leaching experiments with H2SO4 conducted according to Yates / ANOVA experimental design, the effects of the leaching time, acid concentration and pulp temperatures on REE dissolution efficiency was studied. The best results were obtained under 5M H2SO4 concentration, 5 h of leaching time and 100°C pulp temperature conditions with recovery rates of LREE, HREE, Ce, La and Nd were obtained as 65.34%, 61.80%, 65.22%, 66.09%, 66.86% and 68.8%, respectively.  For the parameters determined to be effective on the LREE, HREE, Ce, La and Nd dissolution efficiencies, models were created using the Minitab software and correlation analyzes were performed between the experimental and theoretical results. By using the dissolution models created with effective parameters on the dissolution efficiency of TREE, LREE, HREE, Ce, La and Nd, correlation coefficient (R2) between experimental and theoretical values were found as 0.7933, 0.7721, 0.9323, 0.6700, 0.8312 and 0.8183 respectively. In the light of the results of the direct leaching experiments, the feasibility of the leaching process as a final enrichment process was examined along with the dissolution kinetics of REE's. "Shrinking Core-Shrinking Particle" model was chosen as the basic kinetic model. It was also determined that the data obtained in dissolutions experiments was compatible with the chemical reaction controlled model. 
For the purpose of modeling the integrated speed expression of this model specifically for the Isparta Canakli ore, rate constants were calculated according to the results obtained from the investigation of the effects of grain size (Dp), acid concentration (CA), solid ratio (SR) and reaction temperature parameters. Accordingly, the exponential value "a" of particle size parameter Dp, the exponential value "b" of acid dosage parameter CA and the exponential value "c" of solid ratio in pulp parameter SR were calculated as -0.2343, 0.6318 and 0.1063, respectively. The final theoretical model for leaching of REE from Isparta Çanaklı ore by means of all the parameters examined in leaching kinetics studies is developed as 1-(1-η)1/3=1998,2×[Dp-0,2343×CA0,6318×SR0,1063×e-5329,6/T]×t. 
As a result, the activation energy of the solubility was calculated as 44.31 kJ / mol. These results also demonstrate that the dissolution of the REE minerals presented in the sample by H2SO4 was controled by chemical reaction. 
As a result of pre-enrichment and final enrichment experiments, the final enrichment flow diagram for the beneficiation of Isparta region rare earth elements was established. As a result, not only a process has been determined to ensure that the bed is produced with up-to-date methods, but also the essential properties of alternative REE minerals have been presented by the determination of the fundamental mechanisms for the processes to be applied for the enrichment of REE-bearing minerals in ore bed.