从低品位稀土铌铁粗精矿中分离回收铁和稀有金属的新工艺.pdf

收稿日期‐‐：２０１３０８０７作者简介：李翔‐（１９９０），男，安徽阜阳人，硕士研究生．第８卷第１期材料研究与应用Ｖｏ１．８，Ｎｏ．１２０１４年３月ＭＡＴＥＲＩＡＬＳＲＥＳＥＡＲＣＨＡＮＤＡＰＰＬＩＣＡＴＩＯＮＭａｒ．２０１４文章编号‐‐‐：１６７３９９８１（２０１４）０１００６７０６从低品位稀土铌铁粗精矿中分离回收铁和稀有金属的新工艺李翔１，２，刘勇１，李光辉２，刘牡丹１，刘珍珍１１．广东省工业技术研究院（广州有色金属研究院），广东广州５１０６５０；２．中南大学资源加工与生物工程学院，湖南长沙４１００８３摘要：采用还原焙烧－磁选工艺，对铁品位３１．９％，ＲＥＯ品位３．１６％，Ｎｂ２Ｏ５品位２．９１％的稀土铌铁粗精矿进行分离回收铁和稀土、铌的研究．结果表明：在硫酸钠活性炭粉添加质量分数分别为１５％和５％、还原焙烧温度为℃１１００、还原焙烧时间为１２０ｍｉｎ的条件下，对稀土铌铁预富集粗精矿进行还原焙烧．然后在还原焙烧产物磨矿细度为－０．０７４ｍｍ占８５．４％，磁选强度为８０ｍＴ的条件下进行磁选，最终可获得铁品位８９．３２％、回收率９１．４７％的金属铁粉，稀土、铌富集物的ＲＥＯ，Ｎｂ２Ｏ５品位分别为５．３６％和４．６２％，回收率分别为９６．０９％和９５．８３％的指标．实现了稀土铌铁粗精矿中铁和稀土、铌的有效分离和回收．关键词：稀土铌铁粗精矿；还原；添加剂；磁选中图分类号：ＴＤ９８２文献标识码：Ａ我国内蒙、新疆、云南、山西、四川、山东等地蕴藏着丰富的稀土铌铁共生的稀有金属资源．这类资源普遍存在矿石成分复杂，有价元素含量低，微细粒矿物多，嵌布关系紧密等特点，多为难选难冶矿石．随着科技进步，稀土和铌的需求量越来越大，而易选冶的稀土、铌矿资源越来越少．因此，含铁稀土铌共生矿的开发显得日益重要．目前，国内针对稀土铌铁共生矿的研究主要有选矿法、铌铁冶炼法以及直接还原法．内蒙古白云鄂博矿是典型的稀土铌共生矿，由于现有选矿技术的限制，目前只综合回收利用了铁和稀土，铌尚未得到利用‐［１４］，且稀土的回收率也不高，仅接近２０％．铌铁冶炼工艺虽然比较成熟，但只能得到铌品位１３％～１５％的低级铌铁，并且存在工艺流程长、成本高、铌收得率低的问题［５］．直接还原法处理稀土铌共生矿是近年来的研究热点，如陈宏［６］采用气基直接还原技术处理白云鄂博东部接触带２号矿的重选精矿，取得了较好的效果，而该工艺对还原气体成分的要求较高，采用的是９０％ＣＯ＋１０％ＣＯ２混合气体；高鹏等［７］采用煤基直接还原处理白云鄂博原矿，但所需的还原温度高达℃１２２５，能耗较高．内蒙古某稀土铌铁共生矿的Ｎｂ２Ｏ５品位０．３４％、ＲＥＯ品位０．７３％、铁品位４．３９％，储量大，具有很好的开发前景，但矿石中有用矿物间的嵌布关系复杂，除伴生和连生外，还广泛存在类质同象，采用物理方法难以有效实现有价元素的富集，获得具有商业价值的精矿．针对该矿的矿石性质，本试验以稀土铌铁共生矿的预富集粗精矿为试样，采用还原焙烧－磁选法，获得了可供电炉炼钢使用的金属铁粉和供湿法冶金使用的稀土、铌富集物，研发出综合回收稀土铌共生矿中铁和稀土、铌的新工艺．１实验部分１．１原料性质试验原料为内蒙古某稀土铌铁共生矿的预富集粗精矿，是经高梯度磁选机预富集的产品．其多元素分析结果及铁、稀土和铌的物相分析结果分别列于表１～４所示．表１多元素分析结果Ｔａｂｌｅ１Ｍｕｌｔｉ‐ｅｌｅｍｅｎｔａｌａｎａｌｙｓｉｓｒｅｓｕｌｔｓｏｆｏｒｅ元素ＴＦｅＲＥＯＮｂ２Ｏ５ＳｉＯ２ＴｉＯ２ＺｒＯ２Ａｌ２Ｏ３ＭｎＯＣａＯ含量ｗ／％３１．９０３．１６２．９１３２．９６８．６７２．９６２．８１１．５７０．３４表２铁的物相分布Ｔａｂｌｅ２Ｃｈｅｍｉｃａｌｐｈａｓｅｓａｎｄｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｉｒｏｎ赋存状态钛磁赤铁矿钛铁矿及锰钛铁矿褐铁矿铌铁矿其它矿物总量ＴＦｅ品位／％１７．８７３．５９１．０３０．１８９．２３３１．９０占有率／％５６．０３１１．２５３．２４０．５７２８．９１１００表３稀土的物相分布Ｔａｂｌｅ３Ｃｈｅｍｉｃａｌｐｈａｓｅｓａｎｄｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｒａｒｅ‐ｅａｒｔｈ赋存状态兴安石复稀金矿氟碳铈矿独居石其它矿物总量ＲＥＯ品位／％２．７８０．１５０．１００．０９０．０４３．１６占有率／％８８．１４４．４９３．２０２．８５１．３２１００表４铌的物相分布Ｔａｂｌｅ４Ｃｈｅｍｉｃａｌｐｈａｓｅｓａｎｄｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｎｉｏｂｉｕｍ赋存状态铌铁矿复稀金矿烧绿石铌铁金红石易解石其它矿物总量Ｎｂ２Ｏ５品位／％２．０８０．２００．０４０．０２０．０２０．５５２．９１占有率／％７１．３３６．９８１．４３０．７３０．５６１８．９７１００由表１可知，预富集粗精矿中铁品位为３１．９０％，ＲＥＯ品位为３．１６％，Ｎｂ２Ｏ５品位为２．９１％，其主要脉石矿物为ＳｉＯ２，含量高达３２．９６％．由表２可知，铁主要赋存在钛磁赤铁矿、钛铁矿和锰钛铁矿中．由表３可知，８８．１４％稀土赋存在兴安石中．由表４可知，铌主要赋存在铌铁矿和复稀金矿中．１．２还原剂试验所采用的还原剂为印尼褐煤．该煤固定碳、挥发分、灰分的质量分数分别为５２．６３％，３５．１５％，５．３１％，是一种良好的还原剂．试验中还原煤均破碎到粒度小于５ｍｍ．１．３添加剂试验添加剂为硫酸钠、碳酸钠和活性炭粉，均为化学分析纯．２研究方法稀土铌铁粗精矿中的铁、稀土和铌共存，难以分离获得单独的铁、稀土和铌精矿，而对其进行还原焙烧，铁氧化物被还原为金属铁，稀土和铌仍以氧化物的形式存在，再通过磁选，可实现铁与稀土、铌的分离．在铁矿物的还原过程中，碱金属能使铁氧化物的晶格点阵发生畸变，提高还原速率，促进铁原子的扩散与铁晶粒的长大［８］．因此，在还原焙烧过程中添加适量的钠盐有利于铁与稀土、铌的分离．将预富集稀土铌铁粗精矿与适量的辅助添加剂活性炭粉及钠盐添加剂混匀，制成直径约１５ｍｍ的球团，干燥后放进圆筒形石墨罐中，同时加入过量的还原煤，然后将石墨罐置于自动控温熔炼炉中８６材料研究与应用２０１４进行还原，还原结束后将石墨罐取出，自然冷却至室温．将已还原的焙烧矿破碎、磨矿至一定细度，用磁选管进行磁选，所得磁性物为金属铁粉，稀土和铌则富集在非磁性矿物中．以金属铁粉中铁品位和回收率及稀土、铌富集物中ＲＥＯ、Ｎｂ２Ｏ５品位和回收率作为评价指标．试验流程如图１所示．图１试验流程图Ｆｉｇ．１Ｔｈｅｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｆｌｏｗｓｈｅｅｔ３试验结果及讨论在铁矿物的还原过程中，碱金属添加剂的种类及其用量、焙烧温度及焙烧时间等对还原焙烧效果及后续的磁选影响很大．故需对其进行条件实验．３．１添加剂种类的影响常用的碱金属钠盐添加剂有硫酸钠、碳酸钠和氯化钠等，本试验选择硫酸钠和碳酸钠作添加剂，按图１所示的还原焙烧－磁选工艺流程，在还原焙烧温度１１００℃，焙烧时间１２０ｍｉｎ，磨矿细度－０．０７４ｍｍ８５．４％，磁选强度８０ｍＴ的条件下，进行添加剂种类试验，试验结果列于表５．由表５可知，将稀土铌铁粗精矿直接进行还原焙烧，仅得到铁品位５４．４５％的金属铁粉，且铁与稀土、铌的分离效果也不佳，稀土、铌富集物中ＲＥＯ回收率仅为４４．２８％，Ｎｂ２Ｏ５回收率为６２．６５％；添加质量分数１０％的碳酸钠后，金属铁粉铁品位略有提高，但铁与稀土、铌的分离效果仍不佳；添加质量分数１５％的硫酸钠后，分离效果显著，金属铁粉中铁品位提高到９１．８２％，稀土、铌富集物中ＲＥＯ回收率提高到９５．７４％，Ｎｂ２Ｏ５回收率提高到９６．９５％．这是由于还原焙烧过程中硫酸钠与脉石矿物中的铝、硅发生反应，破坏了矿石结构，同时生成了低熔点化合物，在局部形成液相，为铁离子的扩散提供了通道，从而有利于铁晶粒的长大［８］．在添加质量分数１５％硫酸钠的基础上，再添加质量分数５％活性炭粉，金属铁粉铁回收率明显提高，达到９１．４７％，而其它指标变化不大．这是由于活性炭粉的添加，促进了球团内部铁氧化物的还原，从而有利于铁的回收．经综合考虑，采用硫酸钠作为钠盐添加剂，活性炭粉作为辅助添加剂，其添加质量分数为５％．表５添加剂种类对粗精矿铁与稀土和铌分离的影响Ｔａｂｌｅ５ＥｆｆｅｃｔｓｏｆｖａｒｉｏｕｓａｄｄｉｔｉｖｅｓｏｎｍｅｔａｌｉｒｏｎｐｏｗｄｅｒａｎｄＲＥ‐Ｎｂｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔｐｒｏｄｕｃｔｓｑｕａｌｉｔｙ添加剂种类及其用量ｗ／％金属铁粉稀土、铌富集物品位／％碳酸钠硫酸钠活性炭粉ＴＦｅ品位／％ＲＥＯＮｂ２Ｏ５金属铁粉铁回收率／％稀土、铌富集物回收率／％ＲＥＯＮｂ２Ｏ５０００５４．４５５．６８７．４０９２．７５４４．２８６２．６５１０００６３．３４６．０５５．４３９９．６１６１．５８６０．００１００５７５．５４５．８７４．７３９５．４１８３．８５７３．３４００５７６．８９６．３０３．６４９０．４２９３．２１５８．４９０１５０９１．８２４．５１４．２０８１．７３９５．７４９６．９５０１５５８９．３２５．３６４．６２９１．４７９６．０９９５．８３３．２硫酸钠用量的影响在还原焙烧温度１１００℃，焙烧时间１２０ｍｉｎ，还原产物的磨矿细度－０．０７４ｍｍ８５．４％，磁选强度８０ｍＴ的试验条件下，按图１所示流程，研究硫酸钠用量对铁与稀土、铌分离的影响，试验结果如图２、图３所示．由图２、图３可知，当添加硫酸钠质量分数增加到１５％时，金属铁粉铁品位逐渐提高至８９．３２％，而铁回收率呈先升后降的趋势；稀土、铌富集物的ＲＥＯ回收率保持在９５％左右，Ｎｂ２Ｏ５回收率从５８．４９％提高到９５．８３％．可见，增加硫酸钠用量，有９６第８卷第１期李翔，等：从低品位稀土铌铁粗精矿中分离回收铁和稀有金属的新工艺利于铁与铌的分离．当硫酸钠用量增加到２０％时，金属铁粉和稀土、铌富集物的各项指标提高幅度不大．因此，选择硫酸钠用量１５％为宜．此时，金属铁粉的铁品位为８９．３２％，铁回收率为９１．４７％；稀土、铌富集物的ＲＥＯ品位为５．３６％，Ｎｂ２Ｏ５品位为４．６２％，ＲＥＯ回收率为９６．０９％，Ｎｂ２Ｏ５回收率为９５．８３％．图２硫酸钠用量对金属铁粉铁品位和回收率的影响Ｆｉｇ．２Ｅｆｆｅｃｔｏｆｓｏｄｉｕｍｓｕｌｆａｔｅｄｏｓａｇｅｏｎｔｈｅｉｒｏｎｇｒａｄｅａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆｍｅｔａｌｉｒｏｎｐｏｗｄｅｒ图３硫酸钠用量对稀土、铌富集物ＲＥＯ和Ｎｂ２Ｏ５指标的影响Ｆｉｇ．３ＥｆｆｅｃｔｏｆｓｏｄｉｕｍｓｕｌｆａｔｅｄｏｓａｇｅｏｎｔｈｅＲＥＯａｎｄＮｂ２Ｏ５ｉｎｄｅｘｅｓｏｆＲＥ‐Ｎｂｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ３．３还原焙烧温度的影响在硫酸钠添加质量分数１５％，还原焙烧时间１２０ｍｉｎ，还原产物的磨矿细度－０．０７４ｍｍ８５．４％，磁选强度８０ｍＴ的试验条件下，按图１所示流程，进行还原焙烧温度对铁与稀土、铌分离影响的试验，试验结果如图４、图５所示．图４还原焙烧温度对金属铁粉铁品位和回收率的影响Ｆｉｇ．４Ｅｆｆｅｃｔｏｆｒｏａｓｔｉｎｇｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅｏｎｔｈｅｉｒｏｎｇｒａｄｅａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆｍｅｔａｌｉｒｏｎｐｏｗｄｅｒ图５还原焙烧温度对稀土、铌富集物ＲＥＯ和Ｎｂ２Ｏ５指标的影响Ｆｉｇ．５ＥｆｆｅｃｔｏｆｒｏａｓｔｉｎｇｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅｏｎｔｈｅＲＥＯａｎｄＮｂ２Ｏ５ｉｎｄｅｘｅｓｏｆＲＥ‐Ｎｂｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ由图４、图５可知，当温度从℃９５０升至１１００℃时，金属铁粉中铁品位从８６．２４％增加到８９．３２％，铁回收率从８６．０５％增加到９１．４７％；稀土、铌富集物中ＲＥＯ回收率保持在９５．５３％～９６．０９％，品位缓缓上升，Ｎｂ２Ｏ５回收率保持在９４．０７％～９５．８２％，Ｎｂ２Ｏ５品位为４．６５％左右．当温度升至℃１１５０时，铁品位略有下降，Ｎｂ２Ｏ５回收率下降幅度较大，降至８８．２３％．这是由于温度过高，ＦｅＯ与脉石矿物中ＳｉＯ２和Ａｌ２Ｏ３发生反应生成了难还原的铁橄榄石和铁尖晶石，一定程度上阻碍了铁的还原，同时也促进了铌氧化物的还原，使部分铌进入到铁相，从而影响了铌的回收率．经综合考虑，确定合适的还原焙烧温度为℃１１００．３．４还原焙烧时间的影响在硫酸钠添加质量分数１５％，还原焙烧温度０７材料研究与应用２０１４１１００℃，还原产物的磨矿细度－０．０７４ｍｍ８５．４％，磁选强度８０ｍＴ的试验条件下，进行还原焙烧时间对铁与稀土、铌分离影响的试验，试验结果如图６、图７所示．图６还原焙烧时间对金属铁粉铁品位和回收率的影响Ｆｉｇ．６Ｅｆｆｅｃｔｏｆｒｏａｓｔｉｎｇｔｉｍｅｏｎｔｈｅｉｒｏｎｇｒａｄｅａｎｄｒｅｃｏｖｅｒ‐ｙｏｆｍｅｔａｌｉｒｏｎｐｏｗｄｅｒ图７还原焙烧时间对稀土、铌富集物ＲＥＯ和Ｎｂ２Ｏ５指标的影响Ｆｉｇ．７ＥｆｆｅｃｔｏｆｒｏａｓｔｉｎｇｔｉｍｅｏｎｔｈｅＲＥＯａｎｄＮｂ２Ｏ５ｉｎｄｅ‐ｘｅｓｏｆＲＥ‐Ｎｂｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ从图６、图７可看出，随着还原焙烧时间的增加，金属铁粉的铁品位和铁回收率均呈上升趋势，稀土、铌富集物的ＲＥＯ和Ｎｂ２Ｏ５回收率也有所提高．但焙烧时间超过１２０ｍｉｎ后，金属铁粉和稀土、铌富集物中ＲＥＯ和Ｎｂ２Ｏ５的指标提高幅度不大，且Ｎｂ２Ｏ５回收率反而下降．经综合考虑，选择还原焙烧时间１２０ｍｉｎ为宜．３．５全流程试验按图１所示的工艺流程，在硫酸钠添加质量分数１５％、还原焙烧温度℃１１００、还原焙烧时间１２０ｍｉｎ，还原产物的磨矿细度为－０．０７４ｍｍ８５．４％，磁选强度８０ｍＴ的条件下，最终可获得铁品位８９．３２％的金属铁粉和ＲＥＯ品位５．３６％、Ｎｂ２Ｏ５品位４．６２％的稀土、铌富集物．全流程试验结果列于表６．由表６可知，还原焙烧－磁选工艺能有效处理稀土铌铁粗精矿，并可获得供电炉炼钢使用的金属铁粉以及供湿法冶金使用的稀土、铌富集物．表６铁与稀土、铌分离的全流程试验结果Ｔａｂｌｅ６ＭａｉｎｃｈｅｍｉｃａｌｃｏｍｐｏｎｅｎｔｏｆｐｒｏｄｕｃｔｓｏｂｔａｉｎｅｄｉｎｔｈｅＦｅ、ＲＥ、Ｎｂｓｅｐａｒａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓ产物品位／％回收率／％ＴＦｅＲＥＯＮｂ２Ｏ５ＴＦｅＲＥＯＮｂ２Ｏ５金属铁粉８９．３２０．５１０．５０９１．４７３．９１４．１７稀土、铌富集物４．８０５．３６４．６２８．５３９６．０９９５．８３预富集粗精矿（原料）３１．９０３．１６２．９１１００．００１００．００１００．００４结论在硫酸钠添加质量分数１５％、活性炭粉添加质量分数５％、还原焙烧温度℃１１００、还原焙烧时间１２０ｍｉｎ的条件下，对稀土铌铁预富集粗精矿进行还原焙烧．然后在还原焙烧产物磨矿细度为－０．０７４ｍｍ８５．４％，磁选强度为８０ｍＴ的条件下进行磁选，最终可获得铁品位８９．３２％、回收率９１．４７％的金属铁粉，稀土、铌富集物的ＲＥＯ，Ｎｂ２Ｏ５品位分别为５．３６％，４．６２％，回收率分别为９６．０９％，９５．８３％的指标．采用本试验研制的还原焙烧－磁选新工艺处理稀土铌铁粗精矿，可有效实现铁与稀土、铌的分离与回收．参考文献：［１］余永富．我国稀土矿选矿技术及其发展［Ｊ］．中国矿业大学学报‐，２００１，３０（６）：５３７５４２．［２］程建忠，侯运炳，车丽萍．白云鄂博矿床稀土资源的合理开发及综合利用［Ｊ］．稀土‐，２００７，２８（１）：７０７４．［３］余永富，朱超英．包头稀土选矿技术进展［Ｊ］．金属矿山，‐１９９９（１１）：１８２２．［４］张鉴．白云鄂博共生矿选矿技术现状与展望［Ｊ］．包钢科技‐，２００５，３１（４）：１５．［５］董一诚，孟涛．包头矿选冶新流程的评价［Ｊ］．包钢科技，‐１９８８（３）：１９２５．［６］陈宏，韩其勇，魏寿昆，等．从含铌铁矿中提铌及制铌铁１７第８卷第１期李翔，等：从低品位稀土铌铁粗精矿中分离回收铁和稀有金属的新工艺的新方法［Ｊ］．钢铁‐，１９９９，３４（３）：１３１９．［７］高鹏，韩跃新，李艳军，等．白云鄂博氧化矿石深度还原－磁选试验研究［Ｊ］．东北大学学报：自然科学版，２０１０，‐３１（６）：８８６８８９．［８］姜涛，刘牡丹，李光辉，等．钠化还原法处理高铝褐铁矿新工艺［Ｊ］．中国有色金属学报‐，２０１０，２０（３）：５６５５７１．ＡｎｅｗｍｅｔｈｏｄａｂｏｕｔｔｈｅｓｅｐａｒａｔｉｏｎａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆｉｒｏｎａｎｄｒａｒｅｍｅｔａｌｓｆｒｏｍＲＥ‐Ｎｂ‐ＦｅｒｏｕｇｈｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈｌｏｗｇｒａｄｅＬＩＸｉａｎｇ１，２，ＬＩＵＹｏｎｇ１，ＬＩＧｕａｎｇｈｕｉ２，ＬＩＵＭｕｄａｎ１，ＬＩＵＺｈｅｎｚｈｅｎ１１．ＧｕａｎｇｚｈｏｕＧｅｎｅｒａｌＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅｆｏｒＩｎｄｕｓｔｒｉａｌＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ（ＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆＮｏｎｆｅｒｒｏｕｓＭｅｔａｌｓ），Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ５１０６５１，Ｃｈｉｎａ；２．ＳｃｈｏｏｌｏｆＭｉｎｅｒａｌＰｒｏｃｅｓｓｉｎｇ＆ＢｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＣｅｎｔｒａｌＳｏｕｔｈＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｃｈａｎｇｓｈａ４１００８３，ＣｈｉｎａＡｂｓｔｒａｃｔ：Ｆｅ，ＲＥ，ＮｂｓｅｐａｒａｔｉｏｎａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｆｒｏｍＲＥ‐Ｎｂ‐Ｆｅｒｏｕｇｈｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈｔｏｔａｌｉｒｏｎｇｒａｄｅｏｆ３１．９％，ＲＥＯｇｒａｄｅｏｆ３．１６％ａｎｄＮｂ２Ｏ５ｇｒａｄｅｏｆ２．９１％ｗａｓｓｔｕｄｉｅｄｂｙｒｅｄｕｃｔｉｏｎｒｏａｓｔｉｎｇ‐ｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａ‐ｒａｔｉｏｎ．Ｉｔｗａｓｆｏｕｎｄｔｈａｔｍｅｔａｌｌｉｃｉｒｏｎｐｏｗｄｅｒｗｉｔｈｔｏｔａｌｉｒｏｎｇｒａｄｅｏｆ８９．３２％ａｎｄｔｈｅｉｒｏｎｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆ９１．４７％ｗｅｒｅｏｂｔａｉｎｅｄｗｈｅｎＲＥ‐ＮＢ‐Ｆｅｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔｒｏｕｇｈｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗａｓｒｅｄｕｃｔｉｏｎｒｏａｓｔｅｄｆｉｒｓｔａｔ℃１１００ｆｏｒ１２０ｍｉｎｕｓｉｎｇｓｏｄｉｕｍｓｕｌｆａｔｅｄｏｓａｇｅａｂｏｕｔ１５％，ｔｈｅｎｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｅｄｕｓｉｎｇｔｈｅｇｒｉｎｄｉｎｇｆｉｎｅｎｅｓｓｏｆｏｒｅｓｌｅｓｓｔｈａｎ０．０７４ｍｍ８５．４％ａｎｄｔｈｅｍａｇｎｅｔｉｃｆｉｅｌｄｉｎｔｅｎｓｉｔｙａｂｏｕｔ８００ｍＴ．ＲＥＯｇｒａｄｅｉｓ５．３６％ａｎｄＮｂ２Ｏ５ｇｒａｄｅｉｓ４．６２％ｉｎｒａｒｅｅａｒｔｈ，ｎｉｏｂｉｕｍｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈｔｈｅＲＥＯｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆ９６．０９％ａｎｄｔｈｅＮｂ２Ｏ５ｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆ９５．８３％．Ｔｈｅｅｆｆｅｃｔｉｖｅｓｅｐａｒａｔｉｏｎａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆｉｒｏｎ，ｒａｒｅ‐ｅａｒｔｈａｎｄｎｉｏｂｉｕｍｆｒｏｍＲＥ‐Ｎｂ‐Ｆｅａｓｓｏｃｉａｔｅｄｒｏｕｇｈｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗａｓｃａｒｒｉｅｄｏｕｔ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ＲＥ‐Ｎｂ‐Ｆｅｒｏｕｇｈｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ；ｒｅｄｕｃｔｉｏｎｒｏａｓｔｉｎｇ；ａｄｄｉｃｔｉｖｅ；ｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ２７材料研究与应用２０１４