Çeşitli flotasyon atıklarının değerlendirilmesi ve cevherden çıkılarak Se, Te, Sb, As uzaklaştırılması ve selenyum ile tellür`ün saflaştırılması

Abstract

Bu çalışma; flotasyon atıklarının değerlendirilmesi ve bakır cevherinden Se, Te, Sb ve As uzaklaştırılması amacıyla yapılmıştır.Çalışmanın birinci aşamasında Elazığ Maden Bakır İşletmelerinin üç farklı noktasından temin edilen ve oksitli bakır cevherinin flotasyonunda atık olarak atılan pirit atıkları kullanılmıştır. Bu numuneler -100 mesh'in altına kadar öğütülüp 110 0C'de kurutulmuştur. Numunelerin analizi sonucunda; kollektif pirit atığının % 0,64 Cu, % 0,021 Co ve % 7,79 S içerdiği, selektif pirit atığının % 0,59 Cu, % 0,28 Co ve % 39,53 S içerdiği, kollektif ve selektif pirit atığının birleştiği noktadan alınan örneğin ise % 1,17 Cu, % 0,07 Co ve % 7,26 S içerdiği tespit edilmiştir.Kollektif ve selektif pirit atıklarından bakır ve kobalt kazanılması için örnekler kapalı sistemde kavurma işlemine tabi tutulmuştur. Kapalı sistemde kavurma işlemine tabi tutulan numunelerden alınan 10'ar gramlık örneklerin 600 0C'de hava atmosferinde kavrulmaları sonucu bakır ve kobalt çözeltiye alınmıştır.İkinci bir işlem olarak pirit atığı sülfürleme işlemine tabi tutulmuş, sülfürlenen numune flotasyonla zenginleştirilip elde edilen konsantre 600 0C'de kavrulup, kavurma sonucu elde edilen örneklerden bakır ve kobaltın çözeltiye alınması şeklinde bir yol izlenmiştir. Konsantrenin doğrudan kavrulması sonucu istenilen verim elde edilememiş, ancak özel koşullar altında yapı değişikliği sağlanarak yapılan kavurma sonucunda bakır ve kobaltın % 100'e yakın verimlerle çözeltiye alınması sağlanmıştır.Çalışmanın ikinci kısmında Hatay İline bağlı Kisecik Köyünden temin edilen bakır cevherinden Se, Te, Sb ve As'nin uzaklaştırılmasına çalışılmıştır. Temin edilen numune -150 mesh'in altına kadar öğütülüp 110 0C'de kurutulmuştur. Numunenin analizi neticesinde 14,1 ppm Se, 5,3 ppm Te, 19,4 ppm Sb, % 5,83 As ve % 10,72 S içerdiği tespit edilmiştir.Hatay yöresinden temin edilen cevherin uygun yüzey ve kristal yapısı elde edildikten sonra uygun flotasyon koşulları sağlanarak elde edilen konsantreden bakır ve kobalt kazanımından önce uygun görülen ön işlemle cevherden Se, Te, Sb ve As uzaklaştırılması ile ilgili çalışmalar yapılmıştır. Konsantreden Se, Te, Sb ve As uzaklaştırılırken, geriye kalan örneğin kavurma işlemine tabi tutulması sonucu bakır ve kobaltın istenilen düzeyde çözelti ortamına alınması amaçlandığından üç farklı işlem yapılmıştır.Birinci işlemde, flotasyonla zenginleştirilen konsantreye değişik miktarlarda ham pirit ilave edilerek homojen bir karışım oluşturulduktan sonra ön işleme tabi tutularak konsantreden uzaklaştırılan Se, Te, Sb ve As değerleri tespit edilmiştir.İkinci işlemde, flotasyonla zenginleştirilmiş konsantreden Se, Te, Sb ve As uzaklaşması için ortama değişik miktarlarda elementel kükürt konularak ön işleme tabi tutulmuştur.Üçüncü işlemde, konsantreye değişik miktarlarda elementel demir tozu ilave edilerek homojen bir karışım oluşturulmuş ve karışım ön işleme tabi tutulmuştur.Son aşamada konsantreden uzaklaştırılan Se, Te, Sb ve As içerikli numuneden bu elementlerin birbirinden ayrılmasına çalışılmıştır. Elde edilen numunenin analizi sonucu 690 ppm Se, 220 ppm Te, 390 ppm Sb, % 30,5 As ve % 65,4 S içerdiği saptanmıştır.

This study was carried out in order to evaluate flotation residues and removal of Se, Te, Sb and As from the copper ore.In the first stage of the study, the pyrite residues provided from three different sites of Elazığ-Maden Copper Business Enterprise and removed as waste from flotation of oxidized copper ore there were used. These samples were ground until below -100 mesh and dried at 110 0C. It was determined that the collective pyrite residue contained 0.64 % Cu, 0.021 % Co and 7.79 % S, the selective pyrite residue contained 0.59 % Cu, 0.28 % Co and 39.53 % S, while the sample taken from the site where the collective and selective pyrite residues were brought together contained 1.17 % Cu, 0.07 % Co and 7.26 % S.The samples were treated with roasting process in a closed system in order to recover copper and cobalt from the collective and selective pyrite residues. Copper and cobalt were taken into solution by roasting of 10 g of samples at 600 0C in air atmosphere.As a second process, the pyrite residue was treated with sulfurization process, the sulfurized sample was enriched by flotation, the obtained concentrate was roasted at 600 0C, and copper and cobalt were taken into solution from the samples obtained by the result of roasting. The desired yield was not obtained by direct roasting of the concentrate, but taking of copper and cobalt into solution was achieved in nearly 100 % yields by the roasting performed by making structural modification under special conditions.In the second part of the study, ıt was tried to remove Se, Te, Sb and As from the copper ore provided from Kisecik village of Hatay. The provided sample was ground until below -150 mesh and dried at 110 0C. It was established that the sample contained 14.1 ppm Se, 5.3 ppm Te, 19.4 ppm Sb, 5.83 % As and 10.72 % S by analysis of the sample.After obtaining proper surface and crystal structure of the ore provided from the vicinity of Hatay, the studies on the removal of Se, Te, Sb and As from the ore were carried out by a pre-process found appropriate, before the recovery of copper and cobalt from the obtained concentrate by providing proper flotation conditions. Se, Te, Sb and As were removed from the concentrate and three different processes were carried out since ıt was aimed to take copper and cobalt into solution in a desired level by treatment of the remaining sample with roasting procedure.In the first process, after making a homogeneous mixture by addition of various amounts of crude pyrite into the concentrate enriched by flotation, amounts of Se, Te, Sb and As removed from the concentrate were determined by the pre-process.In the second process, in order to removal of Se, Te, Sb and As from the concentrate enriched by flotation, it was treated with the pre-process by addition of various amounts of elemental sulfur into the medium.In the third process, a homogeneous mixture was formed by adding various amounts of elemental iron powder into the concentrate and the mixture was treated with the pre-process.In the final stage, it was tried to seperate Se, Te, Sb, As and S from each other in the sample containing these elements and had been removed from the concentrate previously. It was ascertained that the sample contained 690 ppm Se, 220 ppm Te, 390 ppm Sb, 30.5 % As and 65.4 % S by the analysis of the sample.