Yüksek refrakter altın cevherinin flotasyon sonrası diagnostik liç ile karakterize edilmesi
Characterization of high refractory gold ore with diagnostic leach after flotation
Yazar: MUSTAFA KADİR GÜNER
Danışman: PROF. DR. GÜLAY BULUT
İstanbul Teknik Üniversitesi / Fen Bilimleri Enstitüsü / Cevher Hazırlama Mühendisliği Ana Bilim Dalı / Cevher Hazırlama Mühendisliği Bilim Dalı
Derece: Yüksek Lisans, 2020
Konu: Maden Mühendisliği ve Madencilik = Mining Engineering and Mining ; Metalurji Mühendisliği = Metallurgical Engineering

Özet:
Bu çalışma Koza Altın İşletmelerine ait konumu şirket tarafından gizli tutulan 10 farklı sondaj numunesinin birleştirilmesiyle oluşturulmuş nihai bir numune üzerinden yapılmıştır. Sondaj numuneleri, jeoloji-aramalar biriminin, sülfür zonundaki farklı derinliklerden yaptığı sondaj örneklerinden alınmıştır. Çalışma öncesi tüm sondaj numunelerine iri boyutta (d80=1,75 mm) siyanürlü liç yapılmış ve verimler %20 ile %40 arasında kalmıştır. Nihai kompozit oluşturulması sonrası d80=75 µm, d80=45 µm  d80=106 µm olacak şekilde üç farklı boyutta 2, 8, 24, 48 ve 72 saatlik siyanürlü liç deneyleri yapılmış ve cevherin süre ve boyuta bağlı liç davranışı analiz edilmiş ve siyanür tüketimi hesaplanmıştır. Bu testlerin sonucunda ideal zenginleştirme boyutu  d80=75 µm, ideal liç süresinin 24 saat ve başlangıç NaCN konsantrasyonunun 1000 ppm olmasına karar verilmiştir. d80=75 µm'da yapılan siyanürlü altın liçinde ise verim %39,2 olarak hesaplanmıştır ve cevher bu özelliğiyle yüksek refrakter yapıda bir cevher olarak sınıflandırılmıştır. Cevherin element analizine göre 0,70 ppm Au, 1,25 ppm Ag, %2,51 S, %3,42 Fe, 67,01 ppm Cu, 422,9 ppm As, 95,44 ppm Zn, 32,89 ppm Pb, 91,85 ppm Ni ve 11,37 ppm Sb bulunmaktadır. Yapılan mineralojik analize göre cevher %59,2 oranında kuvars ve yüksek miktarda kil (%25,1 illit ve %10,4 kaolin) içermektedir. Cevher %1,4 oranında pirit içerirken, %2,2 oranında da siderit içermektedir.  Analizlerden çıkan sonucu göre cevherin refrakterliğinin sebebi altının sülfürlü yapılara özellikle de pirite bağlı olduğu tahmin edilmiştir. 
Cevherin sülfürlü yapısından dolayı flotasyona uygun olduğu düşünülüp farklı yapıdaki kollektörlerle ve belirli koşullarda toplu sülfür flotasyonu uygulanmıştır. Toplu sülfür flotasyonunda kullanılan kollektör Cytec Aero 208, PAX, Cytec Aero 7249 ve Cytec Aero MX-980 olarak seçilmiş ve bu kollektörler ve karışımları ile 5 farklı flotasyon deneyi yapılmıştır. İlk deneyde cevherin doğal pH'sı (pH 7.0) PAX ile her kademede 50g/t miktarda 6 kademeli flotasyon deneyi yapılmıştır. Deney sonucunda altın verimi %72,8 çıkmıştur. İkinci deneyde, pH:12'de Aero 7249 ile her kademe 50g/t miktarda 6 kademeli deney yapılmıştır ve altın verimi%77,5 olmuştur. Üçüncü deneyde, pH:4'de Aero 208+PAX (25g/t +25g/t) karışımı ile 6 kademeli bir deney gerçekleştirilmiş, bu deney sonucunda altın verimi %75,5'dir. 4. Deney; MX 980 + PAX (25g/t+25g/t) olarak 4 kademeli olarak pH:8-9'da flotasyon gerçekleştirilmiştir, dördüncü deneyin altın verimi %86,2 olarak hesaplanmıştır. Son olarak ise, pH:12'de 2 kademe (50g/t+50g/t) Aero 7249 ile konsantre alınıp sonrasında pH 7'e düşürülüp PAX ile 50g/t olarak iki kademe daha flotasyon yapılmıştır ve altın kazanımı %91,3 olarak bulunmuştur. Flotasyon deneyleri sonuçlarında altın verimlerinin %72 ile %91,3 arasında olduğu gözlemlenmiş, yapılan süpürme devreli deneylerde ise altın içeriği 10 ppm'e kadar yükselmiştir. Yapılan tüm flotasyon deneylerinin sonunda atıklar tekrar siyanürlü altın liçine tabi tutulmuştur. Atıklara yapılan liç işlemi sonucunda toplam altın kazanımı %93,8 ile %95,2 arasında çıkmıştır. Diagnostik liçe beslenecek olan konsantrenin seçiminde miktar ve içerik bakımından, pH:8-9'da PAX + MX980 ile yapılan flotasyonun ideal olduğu gözlemlenmiştir. Diagnostik liçin beslemesini oluşturmak için 4. flotasyon deneyinde belirtilen koşullarda bir dizi flotasyon işlemi gerçekleştirilip, yeterli miktarda konsantre üretilmiştir. Bu konsantre; %59,7 verimle 2,49 ppm Au, %41,4 verimle, 3,26 ppm Ag ve %91,7 verimle  %14S  değerleri ile elde edilmiştir.
Diagnostik liç işlemi 9 aşamadan oluşmaktadır. Birinci aşamada 5 kg/t NaCN konsantrasyonunda, flotasyon konsantresine 24 saat liç yapılmış ve ilk aşamada altının %38,5'i kazanılmıştır. İkinci aşamada HCl ile asit liçi yapılmıştır. HCl liçi sonrası atığa uygulanan siyanür liçi (2 kg/t NaCN ve 24 saat) üçüncü aşamadır ve bu aşamada altın kazanımında %3,6 artış olmuş ve toplam verim %42,1'e çıkmıştır. Sülfürik asit liçi (aşama 4) ve akabinde atığa yapılan siyanür liçiyle (aşama 5) altın kazanımı %6,5 daha artmıştır. Beklenilen verim artışı 6. aşamada nitrik asit ile yaşanmıştır. Nitrik asit cevherdeki pirit, markazit ve arsenopirit içeriğini çözdüğü için 7. Aşama sonunda verim %99,3 çıkmıştır. Nitrik asit liçinden sonra %51'lik verim artışı  olmuştur. Bu sonuçlara göre;  diagnostik liçe beslenen konsantredeki refrakterleşmenin nedeni; altının pirit, markazit ve arsenopirit gibi sülfürlü mineraller içerisinde kitli kalması olarak düşünülmüştür. Yedinci aşamanın sonucunda üretilen atıkta 0,01 ppm Au kalmıştır. Kullanılan asitlerin tüm sülfürlü yapıları çözmesinden dolayı atık neredeyse tamamen silikatlardan oluşmaktadır. Verimin %99'un üstüne çıkması ve atıktaki altın içeriğinin 0,01 ppm olmasından dolayı bir sonra aşama olan HF liçine ihtiyaç duyulmamıştır. Son aşamada silikatlardan oluşan atığın sadece 0,01 ppm Au içermesinden dolayı, silikatların refrakterleşmede önemli bir rol oynamadığı gözlemlenmiştir. Yüksek kil içeriği nedeniyle "preg-robbing" oluşumuna neden olmamaktadır ve tane boyutu inceldikçe verimde beklenen artış yaşanmamıştır. Flotasyon konsantrenin refrakter olmasının en önemli sebebi; altının pirit içerisinde kapanım halinde bulunmasıdır. 
Tüm işlemler sonunda; beslemenin kütlece %84,1'i flotasyon atığı olarak ayrılmış ve bu atığa yapılan liç sonucunda nihai atıkda 0,09 ppm Au kalmaktadır. Kütlece toplam numunenin %14,9'luk kısmını oluşturan flotasyon konsantresinden, diagnostik liç sonrası 0,01 ppm Au içeren ikinci nihai atık elde edilmiştir. Tüm atıklardaki altın kaybı %7,75 olarak bulunmuştur. Beslemedeki altının %92,25'i kazanılmıştır. Nitrik asitin neden olduğu %51'lik verim artışı sonucunda cevher için ideal prosesin Nitrox/Redox Prosesi olduğuna karar verilmiştir. Toplu sülfür flotasyonu sonrasında elde edilen konsantre Nitrox/Redox prosesi ile yüksek refrakter yapısından kurtulup %92,25 verime ulaşabilmektedir.

Abstract:
In this study, ten core samples of different depth into the sulphur zone provided by the geology department in Koza Gold Corporation are used. The location of the samples is reserved by the company. Before experimental studies, these ten drilling samples are performed by cyanidation leach in large particle size (d80=1.75 mm) separately and recoveries are ranged between %20-40 and then these ten samples were mixed and a master composite was created by mixing. After making the master composite, 2, 8, 24, 48 and 72 hours cyanide leaching experiments were performed in three different sizes as d80 = 75 µm, d80 = 45 µm d80 = 106 µm. These kinetic leaching experiments show the gold recovery based on leaching time and particle size. Also, cyanide consumption of each of sample was calculated. As a result of these tests, it was decided that the ideal leaching size is d80 = 75 µm, the ideal leaching time is 24 hours, and the initial NaCN concentration should be 1000 ppm. The gold recovery of the experiment at d80 = 75µm was calculated as 39.2%, therefore, the ore is classified as a high refractory ore. According to the chemical analysis of ore, master composite contain 0.70 ppm Au, 1.25 ppm Ag, %2.51 S, %3.42 Fe, 67.01ppm Cu, 422.9ppm As, 95.44ppm Zn, 32.89ppm Pb, 91.85ppm Ni and 11.37 ppm Sb. The mineralogical analysis shows that the ore contains 59.2% quartz and high amount of clays (10.4% kaoline and 25.1% illite), also 1.4% pyrite and 2.2% siderrite. According to the results obtained from the analyses, the reason for the refractory nature of the ore is estimated to be due to the sulfuric structures, especially pyrite. Due to the sulfide structure of the ore, it is thought to be proper for flotation, and collective sulfur flotation is applied with different collectors. The collectors used in bulk sulfur flotation has been selected as Cytec Aero 208, PAX, Cytec Aero 7249 and Cytec Aero MX-980 and has tried five different flotation experiments with these collectors and their mixtures. In the first experiment, the natural pH of the ore (pH 7.0) was carried out with PAX, a six-stage flotation experiment with 50g/t collector dosage in each stage. The gold recovery of this experiment is 72.8%. In the second experiment, at pH:12, Aero 7249 (50g/t of each six stage) was used and gold recovery is 77,5%. In the third experiment, a six-stages experiment was carried out at pH:4.0 with Aero 208 + PAX (25g/t + 25g/t in each stage). The result of third experiments has 75,5% gold recovery. The first two stages were performed by 25+25g/t Aero 7249 at pH:12 and the next two stages were performed by 25g/t PAX at pH:7 for fourth flotation experiment and this experiment has 86.2% gold recovery. The last experiment performed by 25 g/t MX 980 and 25 g/t PAX at pH 8-9 and it has the highest gold recovery with 91.3%. 10 ppm Au content was reached by flotation with cleaner circuits. The 48 hours NaCN leaching applied on all tailing of the flotation. The reason for these leaches is maximizing of gold recovery and decide to select ideal pre-treatment flotation process for diagnostic leach. A series of flotation which is used 4th flotation experiment condition was performed to obtain enough concentrate for diagnostic leach. The content of the concentrate; It consists of 2.49 ppm Au floated with 59.7% recovery, 3.26 ppm Ag floated with 41.4% recovery and 14% S floated with 91.7% recovery.
Diagnostic leaching process consists of 9 stages. In the first step, the produced flotation concentrate was leached for 24 hours with 5 kg/to NaCN initial concentration. In the second stage, acid leaching was done with HCl. And then the cyanide leach (2 kg/t NaCN and 24 hours) applied to the tailing of HCl leaching in the third stage. There has been a 3.6% increase in gold recovery and the total recovery has increased to 42.1% at the end of the third stage. With the sulfuric acid leach (step 4) and subsequently the cyanide leaching (step 5) of waste, gold recovery increased by 6.5%. The expected increase in recovery was experienced in the 6th stage with nitric acid. As nitric acid dissolves the pyrite, marcasite and arsenopyrite content in the ore, the recovery rised dramatically to 99.3% at the end of the 7th stage. Due to the 51% increase in Au recovery after Nitric acid leaching, the reason for the refractoryization of the concentrate was considered to locked gold into marcasite, arsenopyrite and pyrite mostly. As a result of the seventh stage, the tailing has 0.01 ppm Au and the tailing consists almost entirely of silicates because the acids dissolve all sulfur structures. The HF leaching, which is the next step, was not needed due to the recovery exceeding 99% and the gold content in the tailing was 0.01 ppm. In the last stage, it was observed that silicates do not play an important role in refractoryization since the final waste consisting of silicates contains only 0.01 ppm Au. It does not cause the formation of "preg-robbing" to high clay content, Also, as the particle size becomes thinner, the expected recovery increase has not been experienced. Therefore, the most important reason why the flotation concentrate is refractory; is the presence of gold in locked in pyrite, arsenopyrite and marcasite.

At the end of all experimental works, 84.1% by mass is separated as final flotation waste. As a result of leaching to this waste, it contains 0.09 ppm Au. Concentrate of flotation which is 14.9% by mass was the second final waste containing 0.01 ppm Au at end of the diagnostic leach. The rate of gold in both two solid tailings was fuound to be 7.75%.  92.25% of the gold in the feed has been obtained to liquid phase. As a result of 51% efficiency increase caused by nitric acid, it was decided that the ideal process for ore is the Nitrox / Redox Process. Nitrox/Redox process after bulk sulfur flotation can get rid of refractory structure of the ore and increase gold recovery from 39.2% to 92.2%