Flourit cevherinden değerli elementlerin kazanılması

Abstract

ÖZET Elazığ-Keban-Karamağaradere Bölgesinden temin edilen flourit cevherinde bulunan değerli elementlerin endüstriyel ölçekte kazanımlarını mümkün kılacak bir hidrometalurjik yöntem geliştirmek amacı ile yapılmıştır. Temin edilen cevher önce -100 mesh'e kadar öğütüldü. Örneğin analizi sonucu Mo, Cu, Pb, Zn ve F sırası ile ortalama %1.08, %0.05, %1.20, %1.12 ve %12 oluğu saptanmıştır. Orijinal ve işlem görmüş örnekler ortamın pH'sma, pülp yoğunluğuna, canlandırıcı ve bastına etkisine bağlı olarak flotasyonla yüzdürülmüştür. Flotasyon yöntemi sülfurlenmemiş numuneye uygulanmış, elde edilen sonuçlar istenilen düzeyde olmadığı için sülfürleme işleminden yaralanılmıştır. Flotasyon yöntemi ile öncelikle optimum sülfürleme ve pH koşullarının belirlenmesi için bir dizi deney yapılmıştır. Bu deneyler sonucunda verimin ve konsantre yüzdelerinin en yüksek olduğu nokta tespit edilmiştir. Bu optimum noktada Mo, Pb, Cu ve Zn'un flotasyon verimlerinin sırası ile %100, %95.5, %95 ve %95.8 olduğu tespit edilmiştir. Bu optimum noktada flouritin %12'si konsantreye geçmiştir. Yapılan flotasyonda konsantre fazda toplanan bakır, çinko verimini artırmak ve bastırılması gereken flourit yüzdesini yükseltmek için canlandırıcı (CUSO4), bastına (NaaSiC^) etkisi incelenmiştir. Saptanılmış optimum canlandıncı ve bastına eşliğinde diğer koşullar değiştirilmeden yapılan flotasyon sonucunda Mo, Pb, Cu ve Zn'un sırası ile %97.3, %93, %98 ve %95.2'sinin konsantre fazda toplandığı, flouritin de %94 kadannın bastmldığı tespit edilmiştir. Belirlenen optimum noktada numunenin tümü flotasyona tabi tutulmuş, elde edilen konsantrenin selektif flotasyonu yapılmıştır. Selektif flotasyonun amacı kurşun ve çinkoyu bastırmak, molibden ve bakın yüzdürmektir. Bunun için yapılan deneyler sonucunda Mo, Cu, Pb ve Zn'un sırası ile %98, %94, %12.6 ve %22.5 kadannın yüzdüğü analizler sonucunda tespit edilmiştir. Selektif flotasyon sonucu elde edilen konsantreden molibden, bakır ve çinkonun çözelti ortamına alınabilmesi, kurşunun artıkta kalması için çeşitli parametreler araştınlmıştır. Örnek önce çeşitli sıcaklık ve sürelerde kavurma işlemine tabi tutuldu. Daha sonra kavrulmuş örnekler otoklav ortamında 225 °C'de çeşitli oranlarda 15 M H2SO4 ile reaksiyona sokuldu. Yapılan deneyler sonucunda konsantrenin 650 °C'de 5 saat süreyle kavrulmasının uygun olduğu sonucuna vanlmıştır. Kavrulan örnek 15 M H2SO4 50 g/ 17.5 ml H2SO4 karışımının 225 °C'de otoklav ortamında işleme sokulmasıyla istenilen sonuçlar eldeedilmiştir. Daha sonra elde edilen örneğin su ile muamelesiyle örnekte buluna molibden, bakır ve çinkonun sırası ile %97.7, %99 ve %100'ünün çözelti ortamına geçtiği, kurşunun da kurşun sülfat şeklinde katı fazda kaldığı tespit edilmiştir. Bu koşulların optimum koşullar olduğu sonucuna varılmıştır. Daha sonra çözelti ortamında bulunan molibdenin ayrılması için ekstraksiyon işleminden yararlanıldı. Molibdenin iki katlı ekstraksiyonla tamamına yakım organik faza geçtiği analizler sonucunda tespit edilmiştir. Organik fazdan molibdenin ayrılması (NH^S çözeltisi (pH=9.2) ile yapılmıştır. Çözeltide kalan molibden (NHL^S Çözeltisi ile M0S3 şeklinde çöktürülmüştür. Organik fazdan molibden ayrıldıktan sonra organik faz 0,1 M CUSO4 çözeltisi ile, arkasından da 0,1 M H2SO4 çözeltisi ile yıkanarak tekrar ekstraksiyonda kullanılmıştır. Organik fazın tekrar kullanılması ile ektraksiyon veriminde önemsenecek bir değişikliğin olmadığı sonucuna varılmıştır. Kolektif flotasyonla bastırılarak artıkta bırakılan flouritin yapılan analizinde %14.4 F ve % 29.6 CaF2 içerdiği tespit edilmiştir. Bu örneğin ikinci defa flotasyonu yapılarak konsantre hale getirilmesi gerçekleştirilmiştir. Bu aşamada bir optimum nokta elde etmek için kollektör, pH, canlandırıcı ve bastına parametreleri üzerinde çalışılmıştır. Yapılan deneyler sonucunda pH=7.5 olduğu noktada yüksek tenörlü konsantrelerin elde edildiği görülmüştür. Na2SiÛ3 ve Na Oleat kullanılarak pH=7.5'te elde edilen konsantreler tekrar bastıncı (NaaSiOa) kullanılarak flotasyonu yapılmış ve istenilen değerlere ulaşılmıştır.

IV SUMMARY This studay was performed in order to develop a hydrometallurjic method to industrially recover valuable elements available in flourit ores provided from Elazığ-Keban- Karamağaradere area. The ores provided were ground untill -100 mesh. Trough the analysis of the results Mo,Cu5Pb,Zn and F were found 1.08%, 0.05%, 1.20%, 1.12% and 12%, respectively. The crude samples were flotated on the basis of depresant, activator, pulp density and pH condition. Flotation process was applied to the desulphurization sample, but since the results obtained were not at the desired level sulphurization process was used. A series of experimente were conducted by flotation proces to indentify pH condition and optimum sulphurization. At the end of these expriments yield and cancentration rates were found to be at the highest level. At the optimum point, flotation yields of Mo,Pb, Cu, and Zn were determined as 100%, 95.5%, 95 % and 95.8%, respectively. At the optimum point, 12% of flouride passed in to the concentration. In the flotation process, to enhance yield of collected Cu and Zn in concentrate phase, and to increace the activator (CuSCm ) depresent (NaSiC`3 ) effects were studied. In the result of flotation procces with determined optimum activator and depresant condition without altering other conditions Mo, Pb, Cu and Zn were determined to be collected 97.3%, 93%, 98% and 95.2%, respectively, in the concentrated phase; on the other hand, 94% of flouride was found to be depressed. At the defined optimum point, all of the samples were exposed to flotation and then selective flotation of concentrate obtained was performed. The aim of selective flotation is to depress Pb and Zn and to flotate Mo and Cu. The results of analyses showed that Mo, Cu, Pb and Zn was flotated at a rate of 98%, 94%, 12.6% and 22.5%, respectively. Various parameters were studied in order to Take Mo, Cu and Zn into the solution from concentrate obtained as a result of selective flotation, and to keep Pb in residue. First, the sample was exposed to roasting procces at various tempertures and durations. Then, the samle roasted was reacted with 15 m H2SO4 at 225 °C in autoclave. At the end of the experiments carried out, it was concluded that the roasting of concentrate at 650°C for five hours was appropriate. Upon the process of the roasted sample with 15 M H2SO4 50 g/17,5 mL H2SO4 mixture at 225 °C in autoclave, desired results were achieved. Later, through the treatment of the sample obtained with water, it was determined that, of Mo, Cu and Zn in the sample, 97.7%, 99% and 100%IV passed into the solution, respectivley, and that Pb remained in solid phase as PbS04. It was concluded that these results were optimum conditions. Furthermore, for removal of Mo from solution, the extraction procedure was utilized. It was determined that almost the entire of Mo passed into organic phase by double extraction. The removal of Mo from organic phase was conducted by the solution (NR^S (pH=9.2). Mo remaining in solution was precipited as M0S3 by treating it with (NH^S. After the removal of Mo from organic phase, organic phase was washed with 0,1 M CUSO4 and 0.1 m H2SO4, and was used again in extraction. By use of organic phase in extraction, it was concluded that any significant change did not occur. In the analysis of flourit remaining in residue by collective flotation, it was found to involve F and CaF2 at the rates of !4.4% and 29.6 %, respectivley. A second flotation of this sample was performed end the sample was taken into concentrate phase. In order to obtain an optimum in this stage, we studied on parameters such as collector, pH, activator and depressent. At the end of the experiments carried out, it was seen that high concentrates were obtained when pH=7,5. The concentrates obtained when pH=7,5 by use of Na2SiÜ3 and Na Oleat were floated by using depressant (Na2SiC>3) again and the desired values were achieved.