Pirit ve arsenopirit mineralleri içerisinde bulunan refrakter formdaki altının zenginleştirme yöntemlerinin araştırılması ve uygulamaları

Abstract

Altın, doğada serbest halde bulunabildiği gibi çeşitli sülfürlü ve arsenikli minerallerin kristal kafes yapıları içerisinde mikroskobik veya atomik ölçekte de yer alabilmektedir. Bu nedenle altının mineralojik bağlılık durumu, zenginleştirme sürecinde uygulanacak yöntemlerin seçiminde belirleyici bir rol oynamaktadır. Özellikle altının refrakter olduğu durumlarda, klasik siyanür liçi yöntemleri ekonomik olarak verimli sonuçlar vermemektedir. Günümüzde en yaygın kullanılan altın zenginleştirme yöntemi olan siyanürizasyon (liç) yöntemi, yalnızca serbest ve yüzeyi açıkta bulunan altın taneciklerinde etkili olabilmektedir. Pirit ve arsenopirit mineralleri içerisinde ince taneli veya ince dağılmış şekilde bulunan refrakter altın, liç yöntemi ile doğrudan çözülememektedir. Altını çevreleyen sülfürlü yapı nedeniyle altının yüzeyini siyanür çözeltisine karşı geçirimsiz hale getirerek çözünmesini engellemektedir. Refrakter altın cevherlerinin değerlendirilmesinde, öncelikli olarak uygun ön zenginleştirme tekniklerinin uygulanması gerekmektedir. Bu noktada flotasyon yöntemi, sülfürlü minerallerin yoğunluk ve yüzey özelliklerinden faydalanılarak zenginleştirilmesinde yaygın olarak kullanılmaktadır. Flotasyon sonucunda elde edilen sülfürlü konsantre, doğrudan siyanürleme işlemine tabi tutulmadan önce çeşitli oksidasyon yöntemleriyle (basınçlı oksidasyon – POX, biyooksidasyon – BIOX, kavurma) işlenerek altının çözünür hale getirilmesi sağlanmaktadır. Bu işlemler sayesinde minerallerin yapısındaki sülfür ve arsenik oksitlenerek mineraller siyanür liçine uygun hale gelmektedir. Alternatif olarak bu tür konsantreler, pirometalurjik yöntemler kullanılarak yani izabe prosesiyle yüksek sıcaklıklarda ergitilerek de işlenebilmektedir. Endüstriyel altın üretim tesislerinde, özellikle düşük tenörlü cevherlerin işlendiği durumlarda, zaman zaman yüksek altın içeriğine sahip ancak refrakter nitelikte olan piritli ve arsenopiritli cevherlerle karşılaşılabilmektedir. Bu durumda mevcut tesis tasarımı yalnızca klasik liç işlemlerine uygun olduğundan, altın geri kazanımında ciddi kayıplar yaşanabilmektedir. Bu tür cevherlerin işlenebilmesi ve içerdikleri altının ekonomik olarak kazanılabilmesi için proses akım şemasında revizyonlar yapılması, örneğin flotasyon ve oksidasyon birimlerinin entegre edilmesi büyük önem taşımaktadır. Kırgızistan Tereksay Bölgesi'ne ait Prevanly cevherinin değerlendirilmesi için yapılan bu tez çalışması kapsamında, 2,99 ppm altın içeren numuneler detaylı kimyasal ve mineralojik analizlere tabi tutulmuştur. Cevher mikroskobu ve taramalı elektron mikroskobu ile yapılan mineralojik incelemeler sonucunda, altının yüzey vermediği, sülfit mineralleri içerisinde kapanım halde bulunduğu tespit edilmiştir. Sülfürlü minerallere ek olarak gang mineralleri ağırlıklı olarak kuvars, muskovit ve dolomit mineral yapılarından oluşmaktadır. Bottle-roll testleri ile en fazla %25 altın kazanma verimine ulaşılan numuneler flotasyona tabi tutulmuştur. Flotasyon testleri sonrasında %90 altın kazanma verimlerine ulaşılmıştır. Test sonuçlarının temsiliyetini arttırmak amacıyla kapalı devre deneyleri yapılmıştır. Kapalı devre deneylerinde, gang minerallerinin devredeki yükü arttırarak tenör-verim değerlerini düşürdüğü tespit edilmiştir. Gang minerallerini sistemden uzaklaştırmak amacıyla Knelson konsantratör kullanılmıştır. Yapılan kapalı devre deneyleri sonucunda 57,21 ppm altın içerikli konsantre %76,48 altın kazanma verimi ile elde edilmiştir. Flotasyon testlerine ek olarak yapılan kavurma ve ardından liç deneylerinde %75-80 altın kazanma verimlerine ulaşılmıştır.

Gold can occur in nature both in its native metallic form and finely disseminated within the crystal lattice structures of various sulfide and arsenide minerals. The mineralogical association of gold plays a crucial role in determining the most appropriate beneficiation methods. In particular, when gold is present in a refractory form, conventional cyanide leaching techniques often fail to achieve economically viable recovery rates. The most widely employed method for gold extraction todaycyanidation (leaching) is effective primarily for free-milling gold particles that are exposed and unencapsulated. However, refractory gold that occurs as fine particles or is finely disseminated within pyrite and arsenopyrite cannot be effectively leached using standard cyanidation due to the impermeable sulfide matrix surrounding the gold, which inhibits its dissolution. The effective processing of refractory gold ores necessitates the application of appropriate pre-concentration techniques. At this stage, flotation is commonly utilized to concentrate sulfide minerals by exploiting their differences in density and surface properties. The resulting sulfide-rich concentrate must be subjected to oxidative pre-treatment prior to cyanidation to render the encapsulated gold amenable to leaching. These oxidative processes such as pressure oxidation (POX), bio-oxidation (BIOX), or roasting serve to decompose the sulfide and arsenic compounds, thereby making the gold accessible to the cyanide solution. Alternatively, such concentrates may also be processed via pyrometallurgical methods, including smelting at elevated temperatures. In industrial-scale gold processing facilities, especially those designed for low-grade ores, it is not uncommon to encounter pyritic or arsenopyritic ores that exhibit high gold contents yet are refractory in nature. Since such plants are typically configured for conventional leaching circuits, significant losses in gold recovery can occur when processing these ores. To enable the economic recovery of gold from refractory materials, it becomes imperative to revise and optimize the process flow sheet often by incorporating flotation and oxidative treatment stages. Within the framework of this thesis study for the evaluation of Prevanly ore of Kyrgyzstan Tereksay Region, samples containing 2.99 ppm gold were subjected to detailed chemical and mineralogical analyses. As a result of the mineralogical analyses performed by ore microscopy and scanning electron microscopy, it was determined that gold does not occur at the surface and is found as inclusions in sulphide minerals. In addition to sulphide minerals, gangue minerals consist mainly of quartz, muscovite and dolomite mineral structures. Samples with a maximum gold recovery of 25% were subjected to bottle roll tests. After the flotation tests, gold recoveries of 90% were achieved. Locked-cycle tests were carried out to increase the representativeness of the test results. In the locked cycle tests, it was found that gangue minerals increased the load on the circuit and reduced the grade efficiency values. A Knelson concentrator was used to remove the gangue minerals from the system. As a result of the closed-circuit trials, a concentrate containing 57.21 ppm gold was obtained with a gold recovery of 76.48%. In addition to the flotation tests, 75-80% gold recovery yields were achieved in roasting and subsequent leaching experiments.