T.C. DĠCLE ÜNĠVERSĠTESĠ FEN BĠLĠMLERĠ ENSTĠTÜSÜ NADĠR TOPRAK ELEMENTLERĠ ĠÇEREN BARĠT VE FLUORĠT CEVHERĠNĠN DEĞERLENDĠRĠLMESĠ Ġbrahim DOLAK DOKTORA TEZĠ (KĠMYA ANABĠLĠM DALI) DĠYARBAKIR ġUBAT 2010 T.C. DĠCLE ÜNĠVERSĠTESĠ FEN BĠLĠMLERĠ ENSTĠTÜSÜ NADĠR TOPRAK ELEMENTLERĠ ĠÇEREN BARĠT VE FLUORĠT CEVHERĠNĠN DEĞERLENDĠRĠLMESĠ Ġbrahim DOLAK DanıĢman Prof. Dr. Recep ZĠYADANOĞULLARI DOKTORA TEZĠ (KĠMYA ANABĠLĠM DALI) DĠYARBAKIR ġUBAT 2010 ÖZET Bu çalıĢma, EskiĢehir ili Sivrihisar ilçesi sınırları içinde bulunan ve ülkemiz ekonomisi açısından oldukça büyük bir öneme sahip olan nadir toprak element içerikli barit ve fluorit cevherinin değerlendirilmesi amacıyla gerçekleĢtirilmiĢtir. ÇalıĢmanın birinci aĢamasında temin edilen cevher örnekleri önce belirli tanecik boyutuna getirilmiĢtir (-100 mesh). Bu Ģekilde öğütülmüĢ numunelerin homojen hale gelmesi için elek iĢlemi yapılmıĢ ve tüm numune homojen hale getirilmiĢtir. Bu iĢlemden sonra cevherin bileĢen analizi gerçekleĢtirilmiĢ; bunun sonucunda cevherde bulunan nadir toprak elementleri (Th, Ce ve La), barit ve fluorit içerikleri tespit edilmiĢtir. ÇalıĢmanın ikinci aĢamasında cevher içerisinde bulunan nadir toprak elementlerini flotasyon iĢlemi ile cevher yapısından ayırmak ve zenginleĢtirmek amaçlanmıĢtır. Bugüne kadar yapılan çalıĢmalarda, çalıĢma yapılan cevherde bulunan nadir Toprak elementleri içeren bileĢiğin öğütme ile serbestleĢme derecesi istenilen düzeye getirilememiĢtir. Bu da cevherin minerolojik yapısından ileri gelmektedir. Bu çalıĢmanın en önemli tarafı flotasyondan önce cevherin kristal yapısını değiĢtirerek belli bir boyutta serbestleĢme derecesini sağlamak ve daha sonra elde edilen örneğin flotasyonla nadir toprak element içeriğini ana mineralden yüksek verimle ayırmak olmuĢtur. Cevherin kristal yapısını değiĢtirerek belli bir boyutta serbestleĢme derecesini sağlamak amacıyla yaptığımız iĢlem sülfürleme iĢlemidir. Bu amaçla yapılan deneylerde sülfürleme iĢlemine sıcaklık, süre ve H2S miktarının etkisi, flotasyon verimine ise pH, toplayıcı miktarı, pülp yoğunluğu ve bazı canlandırıcı ve bastırıcı reaktiflerin etkisi incelenmiĢ olup optimum koĢullar tespit edilmiĢtir. Tespit edilen optimum koĢullarda cevher içerisinde bulunan Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon verimleri sırasıyla %95, %96 ve %95 olarak tespit edilmiĢtir. Bu Ģekilde elde edilen konsantrelerde Th(IV), Ce(IV) ve La(III) tenörleri sırasıyla %0.37, %10.3 ve %11.0 olarak belirlenmiĢtir. ÇalıĢmanın üçüncü aĢamasında flotasyon iĢlemiyle cevher yapısından ayrılmıĢ ve zenginleĢtirilmiĢ Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın sülfatlaĢtırıcı kavurma ve H2O liçi metodları ile çözelti ortamına alınması için deneyler yapılmıĢtır. Bu amaçla i konsantre numuneler yüksek sıcaklıklarda kavurma iĢlemine tabi tutulmuĢ olup kavurma sıcaklığı ve kavurma süresi gibi parametreler incelenmiĢtir. Elde edilen optimum koĢullarda Th(IV)’un %99’u, Ce(IV)’un %100’ü La(III)’ın ise %98’inin çözelti ortamına geçtiği belirlenmiĢtir. ÇalıĢmanın dördüncü aĢamasında flotasyon iĢlemi ile cevherden ayrılmıĢ ve zenginleĢtirilmiĢ, sülfatlayıcı kavurma-H2O liçi iĢlemi ile çözeltiye alınmıĢ Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ligandı ile ekstraksiyon koĢulları incelenmiĢ ve pH ‘a bağlı olarak Ce(IV) ve La(III)’a karĢı seçici bir ayırma iĢlemi yapıp Th(IV)’un bunlardan ayrılması sağlanmıĢtır. Ayrıca her bir elementin belirtilen ligandla kompleksleri oluĢturulup spektrofotometrik tayin metodu geliĢtirilmiĢtir. ÇalıĢmanın beĢinci aĢamasında, flotasyon iĢlemi sonucu artık (batan) numunede kalan fluoriti yapıdan ayırmak ve yüksek tenörlü konsantresini elde etmek amacıyla ikinci flotasyon iĢlemi uygulanmıĢtır. Bu amaçla yapılan deneylerde fluorit yüzdürülmeye çalıĢılırken, barit ve diğer bileĢenler artıkta bırakılmaya çalıĢılmıĢtır. Fluoritin flotasyon iĢlemi ile ayrılmasına pH etkisi, toplayıcı miktarı etkisi ve bastırıcı miktarı etkisi gibi parametreler incelenmiĢ olup elde edilen optimum koĢullarda fluoritin %94’ü yüzdürülmüĢtür. Bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢlemi sonucu fluorit yönünden %99’luk bir konsantre elde edilmiĢtir. ÇalıĢmanın altıncı ve son aĢamasında ise yapılan ön iĢlemler sonucu tenörü %40 seviyelerine yükselen bariti diğer bileĢenlerden ayırmak ve yüksek tenörlü konsantresini elde etmek amacıyla üçüncü bir flotasyon iĢlemi uygulanmıĢtır. Bu amaçla yapılan deneylerde barit yüzdürülerek diğer bileĢenlerden ayrılmıĢtır. Baritin flotasyon iĢlemine pH etkisi, toplayıcı miktarı etkisi, canlandırıcı miktarı etkisi ve bastırıcı miktarı etkisi gibi parametreler incelenmiĢ olup elde edilen optimum koĢullarda baritin tamamı yüzdürülmüĢtür. Bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢlemi sonucu barit yönünden %91’lik bir konsantre elde edilmiĢtir. ANAHTAR KELĠMELER: Nadir Toprak Elementi (NTE), Barit, Fluorit, Sülfürleme, Flotasyon, Liç, Ekstraksiyon ii ABSTRACT This study was contucted to evaluate barite and fluorite ore containing rare earths elements, which is located in the boundaries of Sivrihisar district of EskiĢehir and has a great deal of importance in view economy of our country. In the first stage of the study, the ore samples were ground at a certain particle size (-100 mesh). These ground samples were sieved to make them homogeneous. Then, component analysis of the ores were performed and so the rare earth elements (Th, Ce and La), barite and fluorite found in the ore were determined. In the second stage, it was aimed to separate the rare earth elements from the ore and enrich them. So far, liberation extent of the compound containing the rare earth elements found in the ore studied has not been raised to the satisfactory level, which is due to mineralogic structure of the ore. The most important aspect of this study has been to obtain liberation extent at a certain size by crystal structure of the ore before flotation and then to separate the rare earth elements of the sample from the main mineral by flotation in high yield. The process carried out for providing liberation extent at a certain size by altering crystal structure of the ore is sulphidization. In these experiment effect of temperature, time and amount H2S on sulphidization and that of pH, amount of the collector, pulp density and some refreshing and suppressing reactive on the flotation yield were studied and optimum conditions were established. In this conditions, flotation yields of Th(IV), Ce(IV) and La(III) in the ore were 95%, 96% and 95%, respectively. As for Th(IV), Ce(IV) and La(III) contents of the concentrates were 0.37%, 10.3% and 11.0%, respectively. In the third stage, the experiments were performed to take Th(IV), Ce(IV) and La(III), whisch had been separated and concenrated from the ore by flotation, in to the solution by roasting. Thus, the concentrated samples were roasted at high temperatures and several parameters such as roasting temperature and time were studied. It was determined that 99% of Th(IV), 100%, of Ce(IV) and 98 of La(III) were taken into the solution in optimum conditions. iii In the fourth stage, extraction conditions of Th(IV), Ce(IV)and La(III) in the solution with Aza-18-Crown-6 ligand and aqueous leaching were studied; Th was separeted selectively depending on pH. In addition, each element was complexed with the ligand and a spectrophotometric determination method was developed. In the fifth stage of the study, in order to separate the fluorite remained in the residual (floated) sample from the structure and to get its high grade concentrate, a second flotation was carried out. In these experiments it was tried to float the fluorite, while the barite and the other compounds were tried to remain in the residue. Effects of pH, amount of the collector and the depressant on the separation of the fluorite were studied and 94% of the fluorite was floated in the optimum conditions. A concentrate of 99% by the fluorite was obtained after this process. In the sixth and the last stage of the study, a third flotation process was executed to separate the barite, grade of which had been increased to 40% levels due to the preprocesses carried out before, from the other compounds and to obtain its higher grade concentrate. In these experiments the barite was separated from the other components by flotation. Effects of several parameters such as pH, amount of the collector, stimulant and depressant on the flotation were investigated and in this optimum conditions all of the barite was floated. A concentrate of 91% by the barite was obtained after this flotation. KEY WORDS: Rare Earth Elements (REE), Barite, Fluorite, Sulphidization, Flotation, Leaching, Extraction iv TEġEKKÜR Yüksek Lisans ve Doktora öğrenimim esnasında tez konusu önererek yardım ve desteğini esirgemeyen, engin bilgi ve tecrübelerinden yararlandığım, öğrencisi olmaktan gurur duyduğum DanıĢman Hocam Siirt Üniversitesi Rektörü Sayın Prof. Dr. Recep ZĠYADANOĞULLARI’na teĢekkürlerimi saygılarımla sunarım. Doktora öğrenimim esnasında tez komitemde bulunarak bilgi ve desteklerini esirgemeyen Değerli Hocam Orta Doğu Teknik Üniversitesi Kimya Bölümü Öğretim Üyesi Sayın Prof. Dr. O. Yavuz ATAMAN’a teĢekkürlerimi saygılarımla sunarım. Doktora çalıĢmalarım süresince manevi desteğini esirgemeyen, bilgi ve tecrübelerinden yararlandığım Değerli Hocam Kimya bölümü ve Analitik Kimya Anabilim Dalı BaĢkanı Sayın Prof. Dr. Berrin ZĠYADANOĞULLARI’na teĢekkürlerimi sevgilerimle sunarım. Doktora çalıĢmalarım esnasında desteklerini esirgemeyen değerli hocalarım Sayın Prof. Dr. Ömer YAVUZ ve Yrd. Doç. Dr. Zahir DÜZ’e, emeklerinden dolayı Uzman Uyan YÜKSEL, Uzman Dr. Cezmi KAYAN, Dr. Hüseyin ALKAN ve Kimya Anabilim Dalı çalıĢanlarına TeĢekkürü bir borç bilirim. ÇalıĢmalarımızı destekleyen DÜBAP’a teĢekkür ederim. Her zaman yanımda olan, her türlü desteğini esirgemeyen ve ömrünü bana adayan anneme, kardeĢime ve sevgili niĢanlım Rojin GÜNAY’a TeĢekkür’ü bir borç bilirim. Ġyi ki varsınız… v ĠÇĠNDEKĠLER ÖZET............................................................................................................................. i ABSTRACT ................................................................................................................ iii TEġEKKÜR ................................................................................................................. v ĠÇĠNDEKĠLER ........................................................................................................... vi ÇĠZELGELER DĠZĠNĠ ................................................................................................ x ġEKĠLLER DĠZĠNĠ................................................................................................... xiii 1.GĠRĠġ ........................................................................................................................ 1 2. GENEL BĠLGĠLER ................................................................................................. 3 2.1. Cevher Yatağı Hakkında Genel Bilgi ............................................................... 3 2.2. Nadir Toprak Elementleri ................................................................................. 4 2.2.1. Nadir Toprak Elementlerinin Hammadde Potansiyeli ............................... 5 2.2.2. Nadir Toprak Elementlerinin Üretimi ........................................................ 5 2.2.2.1. Bastnasit’ten nadir toprak elementlerinin üretimi ............................... 7 2.2.2.2. Monazit ve Ksenotimden nadir toprak elementi üretimi..................... 8 2.2.3. Rezervler .................................................................................................... 9 2.2.4. Nadir Toprak Elementlerinin Kullanım Alanları ....................................... 9 2.2.5. Toryum (Th) ............................................................................................. 10 2.2.5.1. Doğada BulunuĢu ve OluĢumu.......................................................... 11 2.2.5.2. Kimyasal Özellikleri ......................................................................... 11 2.2.5.3. Dünyada ve Ülkemizde Bulunan Toryum Rezervleri ....................... 12 2.2.5.4. Toryumun Kullanım Alanları ............................................................ 13 2.2.5.5. Toryum ve Nükleer Enerji ................................................................ 13 2.2.6. Seryum (Ce) ............................................................................................. 14 2.2.6.1. Doğada bulunuĢu ve oluĢumu ........................................................... 14 2.2.6.2. Kimyasal Özellikleri ......................................................................... 14 2.2.6.3. Kullanım Alanları.............................................................................. 15 2.2.7. Lantan (La) ............................................................................................... 15 2.2.7.1. Doğada bulunuĢu ve oluĢumu ........................................................... 15 2.2.7.2. Lantan Reaksiyonları ........................................................................ 16 2.2.7.3. Kullanım Alanları.............................................................................. 16 vi 2.3. Fluorit .............................................................................................................. 17 2.3.1. Dünya Fluorit Rezervleri ......................................................................... 18 2.3.2. Türkiye Fluorit Rezervleri ....................................................................... 18 2.3.3. Fluoritin kullanım alanları ....................................................................... 19 2.4. Barit ................................................................................................................. 19 2.4.1. OluĢum ġekilleri ...................................................................................... 20 2.4.1.1. Hidrotermal Filonlar.......................................................................... 20 2.4.1.2. Stratiform Yataklar............................................................................ 20 2.4.1.3. Kalıntı Yataklar ................................................................................. 20 2.4.2. Dünyada ve Türkiyede Barit Rezervleri .................................................. 21 2.4.3. Baritin Kullanım Alanları ........................................................................ 21 2.5. Flotasyon ......................................................................................................... 22 2.5.1. Flotasyon Ġçin Gerekli Reaktifler ............................................................. 25 2.5.1.1. Toplayıcıların Özellikleri .................................................................. 26 2.5.1.2. Köpürtücülerin Özellikleri ................................................................ 26 2.5.2. Flotasyon Reaktifleri ................................................................................ 27 2.5.3. Flotasyonu Etkileyen Parametreler .......................................................... 27 2.5.3.1. Kimyasal Etkenler ............................................................................. 27 2.5.3.2. Fiziksel Etkenler................................................................................ 27 2.6. Hidrometalurji ................................................................................................. 27 2.7. Liçing .............................................................................................................. 29 2.7.1. Liçing’den Ġstenenler ............................................................................... 30 2.7.1.1. Seçici Çözünme................................................................................. 30 2.7.1.2. Çabuk Çözünme ................................................................................ 30 2.7.1.3. Toplam Çözünme .............................................................................. 30 2.7.2. Liçingi Etkileyen Faktörler ...................................................................... 30 2.7.3. Liçing Uygulamaları ................................................................................ 31 2.7.4. Liçing Öncesi ĠĢlemler ............................................................................. 31 2.7.4.1. Kırma-Öğütme .................................................................................. 31 2.7.4.2. ZenginleĢtirme................................................................................... 32 2.7.4.3. Kavurma ............................................................................................ 32 2.8. Ekstraksiyon .................................................................................................... 32 vii 2.8.1. Çözücü Ekstraksiyonunun Temelleri ....................................................... 33 2.8.1.1. Faz Kuralı .......................................................................................... 33 2.8.1.2. Dağılma Kuralı .................................................................................. 33 2.8.1.2.1. Dağılma Oranı ............................................................................ 34 2.8.2. Yüzde Ekstraksiyon ................................................................................. 34 2.8.3. Metal Ġyonunun KompleksleĢmesi........................................................... 35 2.8.3.1. Kararlılık Sabitleri............................................................................. 35 2.8.4. Ekstraksiyon Prosesi ................................................................................ 35 2.8.4.1. Yüksüz Kompleksin OluĢması .......................................................... 36 2.8.4.2. Ekstrakte Edilebilir Kompleksin Dağılımı ........................................ 36 2.8.4.3. Organik Fazda Kompleksin EtkileĢimleri ......................................... 36 2.8.4.4. Metal Komplekslerinin Ekstraksiyonu .............................................. 36 2.8.4.4.1. Ekstrakte Edilebilir Metal Komplekslerinin Sınıflandırılması .. 37 2.8.5. Ekstrakte Edilen Türlerin Stokiyometrisinin Belirlenmesi ...................... 37 2.8.5.1. Job Yöntemi ...................................................................................... 38 2.8.5.2. Eğim Oranları Yöntemi ..................................................................... 38 2.8.5.3. Grafiksel Yöntem .............................................................................. 39 2.8.6. Çözücü Ekstraksiyonunun Analitiksel ve Diğer Uygulamaları .............. 39 2.8.6.1. Ayırma .............................................................................................. 39 2.8.6.2. ÖnderiĢtirme...................................................................................... 40 2.8.6.3. Farklı Bir Ortama Transfer................................................................ 41 2.8.7. Spektrofotometrik Tayinlerde Çözücü Ekstraksiyonu ............................. 41 4. MATERYAL VE METOT .................................................................................... 51 4.1. Sülfürleme ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler ................................................... 54 4.2. Flotasyon ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler ..................................................... 54 4.2.1. Nadir Toprak Elementlerinin Flotasyon ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler54 4.2.2. Fluorit Flotasyonu ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler ................................ 54 4.3. SülfatlaĢtırıcı Kavurma-H2O liçi ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler ................. 55 4.4. Ekstraksiyon ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler ................................................ 55 4.5. Barit Analizinde Kullanılan Reaktifler ........................................................... 56 4.6. Fluorit Analizinde Kullanılan Reaktifler ........................................................ 56 4.7. ÇözünürleĢtirme ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler .......................................... 56 viii 4.8. Nadir Toprak Elementleri Standartlarının Hazırlanması ve Analizleri ........... 56 4.8.1. Toryum (Th(IV)) Standardının Hazırlanması .......................................... 57 4.8.2. Seryum (Ce(III)) Standardının Hazırlanması ........................................... 57 4.8.3.Lantan (La(III)) Standardının Hazırlanması ............................................. 57 5. BULGULAR VE TARTIġMA .............................................................................. 58 5.1. Flotasyon Öncesi Optimum Sülfürleme KoĢullarının Belirlenmesi ............... 58 5.1.1. Sülfürlemede kullanılan Optimum H2S Miktarının Tespiti ..................... 58 5.1.2. Optimum Sülfürleme Sıcaklığı ve Süresinin Tespiti ............................... 59 5.2. Nadir Toprak Elementlerinin Flotasyon ĠĢleminde Optimum KoĢulların Belirlenmesi ........................................................................................................... 61 5.2.1. Optimum pH Tespiti ............................................................................... 61 5.2.2. Optimum Pülp YoğunluğuTespiti ............................................................ 62 5.2.3. Optimum Toplayıcı (Potasyum Amil Ksantat) Miktarı Tespiti ............... 63 5.2.4. Flotasyon Verimine Canlandırıcı Olarak Fe(III) Etkisi ........................... 64 5.4. NTE Flotasyon ĠĢlemi Sonrası Artık Numunede Kalan Fluoritin Flotasyon ĠĢlemi ile Diğer BileĢenlerden Ayrılması ve Konsantre Edilmesi ......................... 68 5.4.1. Fluorit Flotasyonuna pH Etkisi ................................................................ 69 5.4.2. Fluorit Flotasyonuna Toplayıcı (Oleik Asit) Miktarı Etkisi .................... 70 5.4.3. Fluorit Flotasyonuna Bastırıcı Miktarı Etkisi .......................................... 70 5.5. NTE ve Fluorit Flotasyon ĠĢlemleri Sonrası Artık Numunede Kalan Baritin Flotasyon ĠĢlemi ile Diğer BileĢenlerden Ayrılması ve Konsantre Edilmesi ........ 71 5.5.2. Barit Flotasyonuna Kollektör Miktarı Etkisi ........................................... 73 5.5.3. Barit Flotasyonuna Canlandırıcı Miktarı Etkisi ....................................... 73 5.5.3. Barit Flotasyonuna Bastırıcı Miktarı Etkisi ............................................. 74 5.6. Çözelti Ortamına AlınmıĢ Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın Aza-18-Crown-6 Ligandı ile Ekstraksiyon ÇalıĢmaları ..................................................................... 74 5.6.1. Ekstraksiyon ĠĢleminde Kullanılan Ligantın Sentez ve Karakterizasyonu ............................................................................................................................ 75 5.6.2 Toryumun Ekstraksiyonu .......................................................................... 75 5.6.2.1. Optimum pH Tespiti ......................................................................... 76 5.6.2.2. Optimum Temas Süresi Tespiti......................................................... 77 5.6.2.3. Optimum L/M Oranı Tespiti ............................................................. 78 ix 5.6.2.4. Eluasyon ĠĢleminde Optimum Eluent Konsantrasyonu Tespiti ........ 78 5.6.2.5. Job Yöntemiyle Aza-18-Crown-6-Th(IV) Kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti .................................................................................... 79 5.6.3. Seryumun Ekstraksiyonu ......................................................................... 80 5.6.3.1. Optimum pH Tespiti ......................................................................... 81 5.6.3.2. Optimum Temas Süresi Tespiti......................................................... 82 5.6.3.3. Optimum L/M Oranı Tespiti ............................................................. 83 5.6.3.5. Job Yöntemiyle Aza-18-Crown-6-Ce(IV) Kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti .................................................................................... 84 5.5.4. Lantanın Ekstraksiyonu............................................................................ 85 5.6.4.1. Optimum pH Tespiti ......................................................................... 86 5.6.4.2. Optimum Temas Süresi Tespiti......................................................... 87 5.6.4.3. Optimum L/M Oranı Tespiti ............................................................. 88 5.6.4.4. Eluasyon ĠĢleminde Optimum Eluent Konsantrasyonu Tespiti ........ 88 5.6.4.5. Job Yöntemiyle Aza-18-Crown-6-La(III) Kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti .................................................................................... 89 5.7. Aynı Çözeltide Bulunan Ce(IV), La(III) ve Th(IV)’un pH’a Bağlı Olarak Seçici Ekstraksiyonu .......................................................................................... 90 5.8. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Ġyonları Ġçin Spektrofotometrik Tayin Metodu GeliĢtirilmesi ...................................................................................................... 91 5.8.1. Spektrofotometrik Tayin Ġçin Uygun Dalga Boyu Seçimi ................... 91 5.8.2. Kalibrasyon Eğrilerinin OluĢturulması ................................................ 91 5.8.3. GeliĢtirilen Spektrofotometrik Yöntemin Doğruluğu .......................... 92 6. SONUÇLAR .......................................................................................................... 93 7. KAYNAKLAR ...................................................................................................... 98 8. ÖZGEÇMĠġ ......................................................................................................... 102 x ÇĠZELGELER DĠZĠNĠ Çizelge 2. 1. Nadir Toprak Elementlerinin Bulunduğu Mineraller ve Bu Mineraller Ġçindeki Tenörleri ......................................................................................................... 4 Çizelge 2. 2. Ülkelere Göre Nadir Toprak Elementlerinin Rezervleri ......................... 9 Çizelge 2. 3.Nadir toprak elementlerinin kullanım alanları ....................................... 10 Çizelge 2. 4. Toryumun Ġzotopları ve Yarılanma Süreleri ......................................... 11 Çizelge 2. 5. Dünya Toryum Rezervleri .................................................................... 12 Çizelge 2. 6. Dünya fluorit rezervleri......................................................................... 18 Çizelge 4. 1. Cevher Numunelerindeki NTE, Barit ve Fluorit Oranları .................... 52 Çizelge 5. 1. Sülfürlemede Kullanılan Optimum H2S Miktarı Tespiti ...................... 59 Çizelge 5. 2.Sülfürleme Verimine Süre ve Sıcaklığının Etkisi .................................. 60 Çizelge 5. 3. Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın Flotasyon Verimlerine pH Etkisi ........... 61 Çizelge 5. 4. Optimum Pülp Yoğunluğu Tespiti ........................................................ 62 Çizelge 5. 5. Optimum Toplayıcı Miktarı Tespiti ...................................................... 63 Çizelge 5. 6. Flotasyon Verimine Canlandırıcı Olarak Fe(III) Etkisi ........................ 64 Çizelge 5. 7. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 300 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 65 Çizelge 5. 8. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 350 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 66 Çizelge 5. 9. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 400 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 66 Çizelge 5. 10. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 450 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 66 Çizelge 5. 11. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 500 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 67 Çizelge 5. 12. Th(IV), Ce(IV) ve La(IV) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 550 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 67 Çizelge 5. 13. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 600 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 67 Çizelge 5. 14. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 650 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 68 xi Çizelge 5. 15. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 700 0C’de Sürenin Etkisi ............................................................................. 68 Çizelge 5. 16. Fluorit Flotasyonuna pH Etkisi ........................................................... 69 Çizelge 5. 17. Fluorit Flotasyonuna Toplayıcı miktarı Etkisi .................................... 70 Çizelge 5. 18. Fluorit Flotasyonuna Bastırıcı Miktarı Etkisi ..................................... 71 Çizelge 5. 19. Barit Flotasyonuna pH Etkisi ………………………………………..75 Çizelge 5. 20. Barit Flotasyonuna Toplayıcı Miktarı Etkisi ………………………..76 Çizelge 5. 21. Barit Flotasyonuna Canlandırıcı Miktarı Etkisi ……………………..77 Çizelge 5. 22. SRM Örneklerinin GeliĢtirilen Spektrofotometrik Yöntemle Tayini . 92 xii ġEKĠLLER DĠZĠNĠ ġekil 2. 1. Toryumun Üretkenlik Döngüsü ................................................................ 14 ġekil 2. 2. Hidrometalurjik Uygulama Akım ġeması ................................................ 28 ġekil 4. 1. Sülfürlenme iĢlemlerinin yapıldığı Otoklav ............................................. 52 ġekil 5. 1. Aza-18-Crown-6…………………………………………………………79 ġekil 5. 2. Aza-18-Crown-6 ve Aza-18-Crown-6-Th(IV) Kompleksinin UV-VIS Spektrumları ............................................................................................................... 76 ġekil 5. 3. Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda pH’ın Etkisi .............. 76 ġekil 5. 4. Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda Temas Süresi Etkisi .. 77 ġekil 5. 5. Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda L/M Oranı Etkisi ...... 78 ġekil 5. 6. Th(IV)’un Eluasyon Verimine HNO3 Konsantrasyonu Etkisi.................. 79 ġekil 5. 7. Aza-18-Crown-6-Th(IV) kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti .. 80 ġekil 5. 8. Job Yöntemine Göre Aza-18-Crown-6-Th(IV) Kompleksinin Tahmini Yapısı ......................................................................................................................... 80 ġekil 5. 9. Aza-18-Crown-6 ve Aza-18-Crown-6-Ce(IV) Kompleksinin UV-VIS Spektrumları ............................................................................................................... 81 ġekil 5. 10. Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda pH’ın Etkisi ............ 81 ġekil 5. 11. Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda Temas Süresi Etkisi 82 ġekil 5. 12. Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda L/M Oranı Etkisi .... 83 ġekil 5. 13. Ce(IV)’un Eluasyon Verimine HNO3 Konsantrasyonu Etkisi................ 84 ġekil 5. 14. Aza-18-Crown-6-Ce(IV) kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti 85 ġekil 5. 15. Job Yöntemine Göre Aza-18-Crown-6-Ce(IV) Kompleksinin Tahmini Yapısı ......................................................................................................................... 85 ġekil 5. 16. Aza-18-Crown-6 ve Aza-18-Crown-6-La(III) Kompleksinin UV-VIS Spektrumları ............................................................................................................... 86 ġekil 5. 17. La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda pH’ın Etkisi.............. 86 ġekil 5. 18. La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda Temas Süresi Etkisi . 87 ġekil 5. 19. La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda L/M Oranı Etkisi ...... 88 ġekil 5. 20. La(III)’ın Eluasyon Verimine HNO3 Konsantrasyonu Etkisi ................. 89 ġekil 5. 21. Aza-18-Crown-6-La(III) kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti. 90 xiii ġekil 5. 22. Job Yöntemine Göre Aza-18-Crown-6-La(III) Kompleksinin Tahmini Yapısı ......................................................................................................................... 90 ġekil 5. 23. Aynı Çözeltide Bulunan Ce(IV), La(III) ve Th(IV)’un pH’a Bağlı Olarak Seçici Ekstraksiyonu .................................................................................................. 91 xiv 1.GĠRĠġ Günümüzde, teknolojik ilerlemeye bağlı olarak her geçen gün yeni malzemeler üretilmekte ve ileri teknoloji malzemelerinin yaygın kullanımı hızla artmaktadır. Bu geliĢim petrol üretiminden, ileri teknoloji seramikleri ve kalıcı mıknatıs alaĢımları üretimine kadar birçok alanda kullanımı hızla artan nadir toprak elementleri rezervlerine önem kazandırmıĢtır. Nadir toprak elementleriyle birlikte bulunan toryuma ise geleceğin nükleer yakıtı gözüyle bakılmaktadır. Pek çok enerji kaynakları arasından nükleer enerjinin en önemli seçeneklerden biri olarak karĢımızda durmaktadır. Toryum tek baĢına nükleer yakıt olarak kullanılamaz, ancak Fertil bir izotop olan Th-232 bir nötron yutarak U-233'e dönüĢtürülmelidir. Th-232, U-235 veya Pu-239 gibi baĢka bir fisil maddeyle üretgenlik döngüsüne baĢlamaktadır. Toryumlu yakıt denemeleri 1960 yıllarının ortalarında baĢlamasına rağmen güç reaktörlerinde kullanılmasına 1976 yılında baĢlanmıĢtır. Almanya, Hindistan, Japonya, Rusya, Ġngiltere ve ABD'de araĢtırma/geliĢtirme çalıĢmaları bulunmaktadır. 21. yüzyıldaki hızlı sanayileĢmeyi sağlayan teknolojik geliĢmelere bağlı olarak metal gereksinimi artmakta ve yüksek tenörlü kolay iĢletilebilir cevher rezervleri azalmaktadır. Bu nedenle, gereksinim duyulan ham madeleri karĢılamak için düĢük tenörlü yatakların ekonomik olarak değerlendirilmesine yönelik teknolojiler geliĢtirilmelidir. Diğer taraftan, yüksek tenörlü, fakat minerolojik yapısı oldukça kompleks olan cevherlerin iĢlenmesi oldukça karmaĢık prosesler gerektirdiğinden çoğu kez ekonomik olarak değerlendirilememektedir. Ancak elde edilen ürünlerin çok değerli olması durumunda bu tür cevherler için pahalı ve karmaĢık prosesler kullanımı yoluna gidilmektedir. Günümüzde dünya ekonomisini yönlendiren en önemli etkenler arasında enerji ve maden kaynaklarının kullanımı en üst düzeylerde yer almaktadır. Türkiye, hızla büyüyen sanayisi ile enerji ve sanayi ham madde ihtiyacı giderek artan bir ülkedir. Ülkenin geleneksel enerji kaynakları ihtiyaçlara tam yanıt vermemekte, elektrik, doğal gaz, petrol gibi farklı enerji kaynakları ithal edilerek bu açıklar kapatılmaya çalıĢılmaktadır. Sanayi ham maddesi olarak madenlerde de önemli ölçüde dıĢa bağımlılık söz konusudur Bu noktada farklı 1 enerji kaynaklarına yönelmek ve madenlerin verimli kullanılması ülkenin ekonomisi açısından kaçınılmaz bir gerekliliktir. EskiĢehir ili Sivrihisar ilçesi sınırları içerisinde bulunan cevher yatağı ülkemizde bulunan en önemli bastnasit, fluorit ve barit yatağıdır. Yatakta ortalama %3 tenörlü 4,000,000 ton nadir toprak cevheri bulunmaktadır. Cevherde bulunan nadir toprak elementleri bastnasit mineraline bağlıdır. Ancak cevher fluorit ve barit ile birlikte oldukça kompleks bir yapıya sahiptir. Son yıllarda MTA Genel Müdürlüğünce etüdü tamamlanan kompleks cevher ülkemizin olduğu gibi dünyanın da sayılı yatakları arasında yer almıĢtır. Yapısında bulunan nadir toprak elementleri ve özellikle de düĢük tenörlü toryum içeriğinden dolayı devletçe iĢletilecek madenler kapsamında tutulan söz konusu cevherdeki mevcut nadir toprak elementleri ve toryum, kompleks cevher içinde bulunan bastnasit ve monazit minerallerinde bulunmakta olup, cevher %0.2 dolaylarında toryum tenörüne sahiptir. Ülkemiz ekonomisi bakımdan oldukça büyük bir öneme sahip olan bu cevherin iyi bir Ģekilde değerlendirilmesi büyük önem taĢımaktadır. Her bilimsel çalıĢmada olduğu gibi yaptığımız bu çalıĢmada da, kolay ve ucuz uygulanabilir bir prosesle bu cevherin bünyesinde bulunan nadir toprak elementleri (Th, Ce ve La), barit ve fluoritin yüksek tenörlü konsantrelerini elde etmek olmuĢtur. Yapılan bu çalıĢma, EskiĢehir-Sivrihisar yöresinden temin edilen barit ve fluorit içerikli cevherde bulunan nadir toprak elementlerinden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon metoduyla zenginleĢtirme iĢlemi yapıldıktan sonra elde edilen konsantreden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ı ayırma ve saflaĢtırma iĢlemlerini kapsamaktadır. Ayrıca flotasyon iĢlemi sonrası artık numunede kalan barit ve fluoriti ayırmak ve yüksek tenörlü konsantrelerini elde etmek amacıyla ikinci ve üçüncü flotasyon iĢlemleri uygulanmıĢ ve bu iĢlemler sonucu saflık derecesi oldukça yüksek barit ve fluorit konsantreleri elde edilmiĢtir. 2 2. GENEL BĠLGĠLER 2.1. Cevher Yatağı Hakkında Genel Bilgi Beylikahır kompleks cevher yatağı EskiĢehir-Sivrihisar-Kızılcaören Köyü civarındadır. Yatak MTA Genel Müdürlüğü tarafından gerçekleĢtirilen toryum aramaları sırasında 1977 yılında bulunmuĢ ve rezerv tespitleri yapılmıĢtır. CevherleĢme alanının güneyinde rastlanan serpantinitler muhtemelen en yaĢlı kayaç durumundadır. Serpantinitler, yüzeye yakın ya da tektonik hatlara yakın kesimlerde siliĢleĢmeye uğrayarak siliĢleĢmiĢ serpantinitler oluĢmuĢtur. Serpantinitlerin ve silisleĢmiĢ serpantinitlerin üzerine kompleks cevher yatağının yan taĢı durumunda olan birimler (meta-grovak, kumtaĢı, diyabaz ve tüf) gelmektedir. Ayrıca sahada, Tersiyer yaĢlı fonolit ve tektonik hatlar boyunca yüzeylenmiĢ trakit oluĢumları da izlenmektedir1,2. Saha üzerinde yapılan çalıĢmalar 1959 yılına kadar uzanır. Ġlk aĢamada yapılan çalıĢmalar, cevherleĢmenin oluĢumu ve yatağın rezervi konularında yoğunlaĢmıĢtır3,4. Bununla beraber cevher yatağının teknolojik sorunlarını çözmek amacıyla da bazı ön teknolojik çalıĢmalar da gerçekleĢtirilmiĢtir2,5. Saha gözlemleri ve minerolojik incelemeler, cevherleĢmenin siyenit-diyorit kökenli derinlik kayaçlarıyla ilgili olduğunu göstermekte olup, mineralleĢmenin hidrotermal faaliyetler sonucu meta-grovak kumtaĢı, fillitik kumtaĢı ve tüflerde çatlaklar içinde geliĢtikleri fikrine varılmıĢtır1. Cevher yer yer tabakalar, bantlar ve mercekler Ģeklinde olmakla beraber, genelde filon dolgusu Ģeklindedir. GerçekleĢtirilen ince kesit çalıĢmaları ve çekilen mikrofotolardan fluorit tanelerinin kısmen kripto ve mikro barit; barit tanelerinin ise kısmen mikro ve kripto fluorit içertileri taĢıması, bu iki mineralin aynı zamanda oluĢtuğu izlenimini vermektedir2. Nadir toprak elementlerini taĢıyan minerallerin oluĢumlarının çok ince taneli olmaları, fiziksel yolla zenginleĢtirilebilmesini ve onların mineral olarak tespit edilmelerini zorlaĢtırmıĢtır. Nadir toprak elementlerinin MTA genel müdürlüğü laboratuvarlarında analizleri yapılmıĢ, analiz sonucu Ce, La, Nd, Y, Nb gibi nadir 3 toprak elementleri ve Th tespit edilmiĢtir. ÇalıĢmalar neticesinde nadir toprak minerallerinin kordilit (Ce,La)2Ba(CO3)3F2 ve bastnasit (Ce,La)FCO3 olabileceği düĢünülmüĢtür. Mikrolitler halinde barit ve fluoritler içerisinde içertiler halinde bulunan bu nadir toprak minerallerinin oluĢumu; barit ve fluorit minerallerini çözerek yukarı çıkan genç sıcak sularla birlikte gelmiĢ olması ve daha yukarılarda yeniden oluĢan barit ve fluorit mineralleri içerisinde mikrolitik içertiler halinde kapanıp kalmıĢ olmaları Ģeklinde izah edilmiĢtir2,6. 2.2. Nadir Toprak Elementleri Nadir toprak elementleri kimyasal açıdan skandiyum, itriyum ve lantanidlerin içinde bulunduğu bir grubu kapsamaktadır. Lantanidler, atom numaraları 57’den 71’e kadar olan ve kimyasal olarak benzer elementlerin oluĢturduğu bir gruptur. Atom numarası 39 olan itriyum ve atom numarası 21 olan skandiyum ve atom numarası 90 olan toryum da lantanidlere benzer kimyasal özellik göstermeleri nedeniyle bu grubun içine dahil edilmiĢtir. Bu üç element nadir toprak elementleri ile benzer özellikleri nedeniyle nadir toprak cevherleĢmeleri ile bir arada bulunurlar. Lantanidler, iyon yarıçapları esas alınarak yumuĢak (Seryum) ve sert (Ġtriyum) grubu olarak adlandırılmaktadırlar9. Yerkürede yüzden fazla mineral oluĢturan nadir toprak elementlerinin günümüzde ekonomik öneme sahip yatak oluĢturan mineralleri ve bu mineraller içerisindeki tenörleri Çizelge 2.1’de verilmiĢtir. Çizelge 2. 1. Nadir Toprak Elementlerinin Bulunduğu Mineraller ve Bu Mineraller Ġçindeki Tenörleri Mineral Türü Mineral içindeki Tenörü Bastnazit [(Ce,La)CO3F] %72 Nadir Toprak Oksiti Ġçerir Monazit [(Ce,La,Nd,Th)PO4] %60-70 Nadir Toprak Oksiti Ġçerir. Ksenotim [YPO4] %53-65 Nadir Toprak Oksiti Ġçerir. Serit [(Ca,Mg)2Ce8(SiO4)7.3H2O %60-70 Nadir Toprak Oksiti içerir. Fergusonit [(Y,Ce,U,Th,Ca)(Nb,Ta,Ti)O4 %31-44 Nadir Toprak Oksiti içerir. 4 2.2.1. Nadir Toprak Elementlerinin Hammadde Potansiyeli Nadir toprak elementleri 160’ın üzerinde farklı mineralde bulunmakla birlikte, ekonomik değer taĢıyan ve ticari amaçla üretim yapılan baĢlıca kaynakları iki kısma ayrılır. Diğer minerallerin üretimi esnasında yan ürün olarak küçük miktarlarda nadir toprak mineralleri üretilen kaynaklar, Tamamen nadir toprak mineralleri içeren mineraller veya diğer ekonomik minerallerle birlikte nadir toprak minerallerinin üretildiği kaynaklar. Günümüzde ikinci grup kaynaklar ticari amaçla değerlendirilmekte olup bu tür kaynakların baĢlıcaları bastnasite, monazit ve ksenotim içeren kaynaklardır. Apatit, brannerit, gadolinit, allanit ve nadir toprak elementleri içeren killer birinci grupta yer alan potansiyel kaynaklardır. 2.2.2. Nadir Toprak Elementlerinin Üretimi Nadir toprak elementleri yer kabuğunda düĢük konsantrasyonlarda geniĢ bir alana yayılmıĢ durumdadırlar. 160’dan fazla mineralde bulunurlar ancak ekonomik anlamda iĢlenebilir mineral sayısı 13’tür. Bununla beraber dünya nadir toprak elementi üretiminin %95’i Bastnasit, monazit ve ksenotim gibi minerallerden sağlanmaktadır. Bastnasit [(Ce,La)CO3F] ; %72 oranında nadir toprak oksiti içeren bir florokarbonat mineralidir. Hafif nadir toprak elementleri dıĢında ağır nadir toprak elementleri de içermektedir. Daha çok damarlar halinde kompleks karbonat silikat kayaçlarla dissemine olmuĢ durumda bulunurlar. Bunun yanında kimyasal etkiler sonucu kolayca bozunduklarından plaserlerde bulunmazlar. Dünyadaki en büyük bastnasit yatakları Çin’de, ikinci büyük bastnasit yatağı da Kaliforniya’da yer almaktadır. 5 Monazit [(Ce,La,Nd,Th)PO4] ; %60-70 oranında nadir toprak metalleri içeren ağır bir fosfat minerali olup %20’ye varan ThO2 içerir. Monazit kimyasal etkilere karĢı gösterdiği direnç ve yüksek yoğunluğundan dolayı manyetit, ilmenit, rutil ve zirkon gibi ağır minerallerle birlikte sahil kumlarında bulunur ve çoğu hallerde bu minerallerin elde edilmesinde yan ürün olarak üretilir. Dünyada en büyük monazit yatakları Hindistan, Avustralya, Güney Afrika, Rusya, ABD, Brezilya ve Çin’de bulunur. Ksenotim [YPO4] ; %53-65 oranında nadir toprak metalleri içeren bir itriyum fosfat mineralidir. Sahil kumlarında bulunur. Dünyada en büyük ksenotim yatakları Malezya, Endonezya, Tayland, Avustralya ve Çin’de bulunur. Diğer nadir toprak elementi kaynakları, uranyum ve apatit madenciliğinin ve proseslerinin artıkları olmaktadır Ayrıca boksitten alümina üretimi sırasında elde edilen kırmızı çamur skandiyum kaynağıdır. Yan ürünlerden nadir toprak elementi üretimi diğer üretimler yanında çok az bir yer iĢgal etmektedir. Nadir toprak elementleri üretiminde önce cevherdeki nadir toprak mineralleri fiziksel iĢlemlerle zenginleĢtirilerek konsantreler elde edilir. Zengin konsantreden asidik ya da bazik özütlenme ile sağlanan nadir toprak klorürlerinin susuz olarak ergitilmiĢ halde elektrolizi ile nadir toprak metallerinin karıĢımı olan ‘Mischmetal’ elde edilir. Nadir toprak elementlerinin ayrı ayrı saf olarak elde ediliĢlerinde ise nadir toprak oksitleri iyon değiĢtiriciler ile veya kademeli ekstraksiyonla birbirinden ayrılır. Saf olarak elde edilen nadir toprak oksitleri metalik kalsiyumla nadir toprak metallerine indirgenirler. Dünyada nadir toprak elementlerinin üretiminde cevher türüne göre uygulanan yöntemler Ģunlardır; 6 2.2.2.1. Bastnasit’ten nadir toprak elementlerinin üretimi Bastnasitler genellikle kalsit, barit, fluorit, veya demir cevherleriyle kompleks halinde bulunurlar. Elde edilen cevherlerden bastnasitin ayrılması için flotasyon yöntemleri uygulanır. Bastnasitin flotasyon yöntemiyle kazanılması ABD, Çin ve Vietnam’da yaygınca uygulanmaktadır. ABD’de uygulanan yöntemde, %10 bastnasit (%7 Nadir toprak elementleri) içeren cevher belli bir tanecik boyutunun altına öğütülür. 70-90 0C’de kondisyonlama yapıldıktan sonra flotasyonla yaklaĢık %30 nadir toprak içeren kaba konsantre elde edilir. Kaba konsantrenin 4 kademe temizlenmesi sonucunda %65-70 verimle %63-65 nadir toprak oksitleri içeren konsantre elde edilir. Kurutulduktan sonra %10’luk HCl ile liç edilen konsantrenin tenörü %70’lere kadar uzanır. Liç edilmiĢ konsantrenin kalsine edilmesiyle %90 nadir toprak oksiti içeren nihai konsantre elde edilir. Çinde ortalama %20 nadir toprak elementi içeren cevherden %80 verimle %60 nadir toprak oksiti içeren konsantreler üretilirken, Vietnam’da ise %11 nadir toprak elementi içeren cevherden %60 nadir toprak oksiti içeren konsantreler üretilmektedir. Çözeltideki nadir toprak elementlerini birbirinden ayırmak için kısmi kristalizasyon, kısmi çöktürme, seçimli oksidasyon veya redüksiyon, iyon değiĢtirme gibi yöntemler uygulanmakla beraber son dönemlerde solvent ekstraksiyonu ile ayırma iĢlemi büyük önem kazanmıĢtır. Nadir toprak elementlerinin çok sayıda olması ve özelliklerinin birbirlerine son derece benzer olması nedeniyle ayırma oldukça zor olup ancak çok aĢamalı bir solvent ekstraksiyonu ile mümkün olabilmektedir. Bu iĢlem için 700 ile 1000 aĢamalı solvent ekstraksiyon devreleri kullanılmaktadır. Solvent ekstraksiyonunda nitratlı ortamlarda TBP, klorlu ortamlarda DEHPA organik reaktifleri, gaz yağı veya benzeri bir çözücü ile karıĢtırıldıktan sonra kullanılmaktadır. Ekstraksiyon iĢlemi, aside dayanıklı PVC ve epoksi fiber camla kaplı mikser setlerde yapılmaktadır. Ayırma iĢleminden sonra nadir toprak elementleri organik fazda hidroksit, karbonat ya da oksalat Ģeklinde çöktürülerek ayrılmaktadır. Çöktürülen bileĢiklerden nadir toprak elementlerinin 7 elementel halde elde edilebilmesi için indirgeme iĢlemi uygulanmaktadır. Ġndirgeme iĢlemi, klorür, florür, oksit ve oksiflorür karıĢımı tuzların ergimiĢ halde elektroliz iĢlemine tabi tutulmasıdır. Bu iĢlem metalik kalsiyum veya magnezyumla yapılır. Bastnazit mineralinden nadir toprak elementlerinin üretimi için bir diğer metot ise sülfatlayıcı kavurma ve su liçidir. Bu yöntemde öğütülen cevher %98’lik H2SO4 ile karıĢtırılarak 200 0C’de ısıtılır. Bu ısıtma sırasında nadir toprak elementleri sülfatlarına dönüĢür. DönüĢümü tamamlamak için sıcaklık 900 0C’ye çıkartılır ve bu sırada CO2, HF ve SF4 açığa çıkar. Kavurma ve kalsinasyon iĢleminden sonra nadir toprak metal sülfatları soğuk suyla liç edilerek sıvı faza alınır. Ayırma iĢleminden sonra çözelti 50 g/L nadir toprak elementi içerir. Daha sonra liç çözeltisine Na2SO4 ilavesiyle Sodyum Lantanon Sülfat çöktürülür ve bu çift tuz NaOH ile reaksiyona sokularak hidroksite dönüĢtürülür. Prosesin son aĢamasında ise HCl’de çözünen hidroksitten, fosfat nötralizasyon yöntemiyle uzaklaĢtırılarak arıtılmıĢ nadir toprak metal klorürleri elde edilir. Ancak yöntemin kalsinasyon gerektirmesi ve iĢlem sırasında HF çıkıĢı gibi dezavantajları da vardır. 2.2.2.2. Monazit ve Ksenotimden nadir toprak elementi üretimi Monazit ve ksenotim genellikle yüzey metodları ile alüvyal veya sahil kumları yataklarından çıkarılır. Çoğunlukla ilmenit, zirkon ve rutil’in kazanılması sırasında bir yan ürün olarak elde edilirler. Monazit, ksenotim ve ağır mineralleri yan taĢtan ayırmak için; eleme, spiraller ve Reichert konileri gibi boyut sınıflandırması ve gravite metodları uygulanarak %1’den %20’ye kadar monazit içeren kaba konsantreler elde edilir. Daha yüksek dereceli konsantreler elektromagnetik ve elektrostatik ayırma teknikleri veya bazı durumlarda flotasyon iĢlemi uygulanarak elde edilir. Monazit ve ksenotim konsantresine daha sonra alkali veya asit ile özütlendirme iĢlemleri uygulanır. %70’lik sıcak NaOH çözeltisinin kullanıldığı alkali proseslerde nadir toprak elementleri ve toryum çözünmeyen hidroksitleri halinde çöktürülerek filtrasyonla ayrılır. Katı faz asit liçi uygulanarak çözünürleĢtirildikten sonra toryum ortamdan pH ayarlamasıyla çöktürülerek veya solvent ekstraksiyonu ile 8 ayrılır. Geriye kalan nadir toprak çözeltilerine solvent ekstraksiyonu iĢlemi uygulanarak ayrıĢtırma sağlanır. 2.2.3. Rezervler Dünya'da bilinen Nadir toprak elementlerini içeren cevher yatakları ve bu yataklardaki rezervleri Çizelge 2.2'de verilmiĢtir8. Çizelge 2. 2. Ülkelere Göre Nadir Toprak Elementlerinin Rezervleri Ülke Rezerv NTO (103ton) Çin 43.000 Rusya 19.000 ABD 13.000 Avustralya 5.200 Hindistan 1.100 Türkiye 950 Kanada 940 Brezilya 280 Diğer Ülkeler 25.400 TOPLAM 104.500 2.2.4. Nadir Toprak Elementlerinin Kullanım Alanları Metalurji sanayiinde Seramik ve cam endüstrisinde Petrol katalizörü Diğerleri (Her gruptaki ayrıntılı kullanım alanları Çizelge 2.3 'te verilmiĢtir.) 9 Çizelge 2. 3. Nadir toprak elementlerinin kullanım alanları Kullanım Alanı METALURJĠ Y.D. Çelik Paslanmaz Ç. K.B.D.Demiri K.Erime Özelliği Diğ.AlaĢımlar PETROL (Mg,Al,Ti,Cu) KATALĠZÖRÜ Petrol Parç. Egz.Gz.Kont. Diğ.Katalitik Uy. SERAMĠK Kaplama Sırlama Refrakter CAM Parlaklık Optik cam Renk açma Boyama Radyas. Kontrol Kaplama Fluoresans FOSFR.MAD. Katod ıĢını tüpü x-Ray camları Floresans lamba Lazerler NÜKLR.KUL. Tıp GüneĢ enerjisi Mikro dalga cihz. Kim.Lazer KarıĢık La Ce Pr x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x Nd Sm Eu Gd Tb Dy Ho Er Tm Yb Y x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x x 2.2.5. Toryum (Th) Toryum (Th) 1828 yılında Ġsveçli kimyacı Jöns Jakob Berzelius tarafından keĢfedilmiĢtir. Berzelius Ġsveç mitolojisindeki fırtına tanrısından (Thor) esinlenerek bu elemente toryum adını vermiĢtir. Periyodik tabloda aktinit serisinin ikinci üyesi olarak yer alan toryumun atom numarası 90, atom ağırlığı 232.038 akb, yoğunluğu 11.72 g/cm3, erime noktası 1750 0C, kaynama noktası 4790 0C ve simgesi Th olan bir nadir toprak elementidir. Toryum nükleer güç kaynağıdır, havada kararlıdır, parlaklığını aylarca muhafaza edebilir. Toryum oksit (ThO2) bileĢiği oksitler arasında kaynama noktası (3300 0C) en yüksek olan oksittir. Toryumun oksidasyon sayısı +4 10 olup iyonlaĢma enerjileri sırasıyla 587, 1110, 1930 ve 2980 kj/mol’dür. Ġzotopları ve yarılanma süreleri Çizelge 2.4’de verilmiĢtir. Çizelge 2. 4. Toryumun Ġzotopları ve Yarılanma Süreleri Ġzotopları Yarılanma Süreleri 227 Th 18,72 gün 228 Th 1,913 yıl 229 Th 7900 yıl 230 Th 75400 yıl 231 Th 1,063 gün 232 Th 1,4 x 1010 yıl 233 Th 22,3 min 234 Th 24,10 min 2.2.5.1. Doğada BulunuĢu ve OluĢumu Toryum da uranyum gibi doğada serbest halde bulunmaz. YaklaĢık 60 civarında mineralin yapısında yer alır. Bu minerallerden sadece monazit [(Ce, La, Nd, Th) PO4] ve Torit [(Th, U) SiO4] toryum üretiminde kullanılmaktadır. Yer kabuğunun %0.0007’lik bir kısmını oluĢturan toryum genellikle nadir toprak elementleriyle birlikte bulunur. 2.2.5.2. Kimyasal Özellikleri Toryum metali oda sıcaklığında havada yavaĢça donuklaĢır. Fakat daha fazla etkileĢim yapıĢık bir oksit film ile önlenir. Buna rağmen 200 0C’nin üzerindeki sıcaklıklarda artan bir etkileĢim olur. Ürün temel olarak ThO2’dir. Toz halindeki toryum pirofobiktir, yani hava ile temasta alev alabilir. Toryum 200 0C’nin üzerindeki sıcaklıklarda hidrojen ile ThH2 ve Th4H15 oluĢturmak üzere reaksiyon verir. 670 0C’nin üzerindeki sıcaklıklarda ise toryum azot ile reaksiyona girerek ThN oluĢturur. Bu nedenlerden dolayı saf toryum metalini eritmek vakumda ya da helyum veya argon ortamında yapılmalıdır. 11 Toryum 100 0C’nin altındaki sıcaklıklarda koruyucu bir oksit tabakası oluĢturduğu için su ile yavaĢça ayrıĢırken 178 0C’nin üzerinde film aĢındığı için oksidasyon hızlanır. Bu yüzden toryum metali su soğutmalı güç reaktörlerinde yakıt malzemesi olarak uygun değildir. Buna karĢın 500 0C’ye kadarki sıcaklıklarda sodyum ile etkileĢmediği için sodyum soğutmalı reaktörlerde kullanılması mümkün olabilmektedir. 2.2.5.3. Dünyada ve Ülkemizde Bulunan Toryum Rezervleri Türkiye'de Maden Tetkik Arama Genel Müdürlüğü'nce geçmiĢ yıllarda yapılan aramalar sonucunda, EskiĢehir-Sivrihisar-Kızılcaören yöresindeki nadir toprak elementleri ve toryum kompleks cevher yatağında, tenörü %0.2 olan 380.000 ton görünür ThO2 rezervi saptanmıĢtır3,7. Malatya-Hekimhan-Kuluncak, KayseriFelahiye, Sivas ve Diyarbakır yörelerinde toryum anomalilerine rastlanmakla birlikte yürütülen çalıĢmalar Beylikahır (Beylikova) yöresindeki kadar detaylı değildir7. Dünya Toryum Rezervleri Çizelge 2.5.’te verilmiĢtir. Çizelge 2. 5. Dünya Toryum Rezervleri Ülke Avustralya Rezerv (Ton) 340 000 ABD 300 000 Hindistan 300 000 Norveç 180 000 Kanada 100 000 Güney Afrika 39 000 Brezilya 18 000 Malezya 4 500 Türkiye 380 000 Diğer ülkeler 100 000 Toplam 1 780 000 12 2.2.5.4. Toryumun Kullanım Alanları Yüksek sıcaklıklarda magnezyumun direncini artırmak amacıyla alaĢımlarda, Elektronik cihazlarda ve aydınlatmada tungsten filamanların kaplanmasında, Yüksek ısıya dayanıklı potaların yapımında, Yüksek kaliteli kamera merceklerinde, Nükleer teknolojide kullanılmaktadır. 2.2.5.5. Toryum ve Nükleer Enerji9 Uranyum ve plütonyum atomlarının çekirdeklerinin parçalanması sonucu elde edilen nükleer güç günümüzde çeĢitli ülkelerde insanoğlu için kontrol edilebilir enerji eldesinde önemli katkılarda bulunmaktadır. Uranyum gibi, toryum da bir nükleer enerji hammaddesi olmakla beraber ve yine uranyum gibi doğada serbest halde bulunmaz. Toryum bugün için geleceğini bekleyen bir nükleer yakıt hammaddesi durumundadır. Bunun en büyük nedeni, nükleer yakıt çevrim sorunudur. Toryum-232, bazı süreçlerle uranyum-233’e dönüĢtürülebilmektedir. Uranyum-233’de Uranyum-235 gibi parçalanabilir bir elementtir. Bu parçalanma sonucunda da büyük bir enerji açığa çıkmaktadır. Yakıt çevrimi sorunu nedeniyle, bugün için toryumla çalıĢan ticari ölçekli santraller bulunmamakla birlikte, bu santrallerin prototipleri Ġngiltere, Almanya ve ABD’de uzun zamandır denenmektedir. Ticari ölçekte üretimin yapılamaması nedeniyle, halen toryumun enerji hammaddesi olarak tüketimi yok denilecek düzeydedir. Bununla beraber toryum tek baĢına nükleer yakıt olarak kullanılamaz. Fertil bir izotop olan Th-232'nin bir nötron yutarak fisyon yapabilen bir izotop olan U-233'e dönüĢtürülmesi gerekir. Th-232'nin düĢük enerjili nötronlarla tepkimesi (nötron yutumu) sonucunda önce daha az kararlı olan Th-233 oluĢmaktadır. Th-233 ise, 23 dakika içinde, bir beta parçacığı yayarak Pa-233'e (protaktinyum) dönüĢmektedir. Pa-233, 27 gün içinde, yarılanma süresi 163.000 yıl olan fisil U-233'e dönüĢmektedir. Böylece aĢağıdaki Ģekilde görüldüğü gibi Th-232, U-235 veya Pu-239 gibi baĢka bir fisil maddeyle üretkenlik döngüsüne baĢlamaktadır. Bu döngü ġekil 2.1’de verilmiĢtir. 13 ġekil 2. 1. Toryumun Üretkenlik Döngüsü 2.2.6. Seryum (Ce) Bu elementin keĢfi 1803 yılında M. H. Klaproth tarafından eĢ zamanlı ve ondan bağımsız olarak da J. J. Berzelius tarafından yapılmıĢtır. Adını erken dönemlerde keĢfedilen astroid Ceres'den almıĢtır. Atom numarası 58, atom ağırlığı 140.115 akb, erime noktası 798 °C ve kaynama noktası 3257 °C olan seryumun yoğunluğu 6,77 g/cm3'dür. Seryum doğada dört farklı izotop halinde bulunur. Ce136 %0.193, Ce138 %0.250, Ce140 %88.48 ve Ce142 %11.07 oranında doğada yer alırken bunlardan Ce142 α ıĢıması yapar ve yarı ömrü 5 x 1015 yıldır. 2.2.6.1. Doğada bulunuĢu ve oluĢumu Seryum doğada diğer nadir toprak elementleriyle beraber karıĢık olarak bulunur. Pek çok mineral içinde yer alabilen seryum özellikle monazit ve bastnasit içerisinde bulunur. Uranyum, toryum ve plutonyum'un fisyon ürünleri içinde de seryum bulunmaktadır. 2.2.6.2. Kimyasal Özellikleri Seryum lantanid serisinin ikinci ve en aktif olan üyesidir. Oldukça elektropozitif bir elementtir. Ce+3'da dahil olmak üzere +3 değerli lantanitlerin birbirine çok benzer kimyasal davranıĢları bulunur. Seryumun tetravalent hali olan Ce(IV) lantanidler arasında trivalent olmadığı halde sulu çözeltisi kararlı olan tek elementtir. Ce(IV) tuzlarının çözeltileri oldukça asidiktir. Ce(IV) tuzları yük transfer etkileĢimi sırasında turuncu veya kırmızı renkte olmaya yatkındırlar. 14 Seryumun tetravalent hali güçlü bir yükseltgendir ve okzalik asitle, halojen asitlerle, hidrojen peroksitle ya da demir(II) tuzlarıyla indirgenebilir. Yüksek indirgenme potansiyeline sahip olmasına rağmen sulu çözeltiler içindeki Ce(IV) türleri büyük olasılıkla kinetik nedenlerden dolayı kararlıdır. Trivalent seryum "Seroz", kimyasal davranıĢ bakımından lantanid seri içindeki diğer elementlerin trivalentlerine benzer davranıĢlar gösterir. Basit Seroz tuzları oksitlerinin çözülmesiyle hazırlanabilir. Ce(III)’un suda çözünemeyen hidroksit, karbonat, okzalat ve fosfat; az çözünen sülfat ve asetat; çözünen nitrat ve klorürleri vardır. Az çözünen sülfat ve asetatlarının çözünürlüğü sıcaklıkla artıĢ göstermektedir. Ce(III)'un iyonik tuzları genellikle renksizdirler ve bundan dolayı görünür bölgede bir absorbsiyona sahip değildirler. 2.2.6.3. Kullanım Alanları Metalürji endüstrisinde, Cam ve seramik endüstrisinde, Katalizör ve kimyasalların yapımında Fosforesans ve lüminesans özellikli cihazların yapımında kullanılmaktadır. 2.2.7. Lantan (La) Lantan ilk olarak 1839 yılında C. G. Mosander tarafından keĢfedilmiĢtir. Lantanidler olarak adlandırılan grubun ilk elementidir. Atom numarası 57, atom ağırlığı 138,905 akb, erime noktası 920 °C ve kaynama noktası 3470 °C olan lantanın yoğunluğu 6.1 g/cm3’tür. 2.2.7.1. Doğada bulunuĢu ve oluĢumu Lantan doğada diğer nadir toprak elementleriyle beraber karıĢık olarak bulunur. Pek çok mineral içinde yer alabilen Lantan özellikle monazit ve bastnasit içerisinde bulunur. Uranyum, toryum ve plutonyum'un fisyon ürünleri içinde de lantan bulunmaktadır. 15 2.2.7.2. Lantan Reaksiyonları Hava ile Reaksiyonu Lantan metalinin yüzeyi hava ile teması sonucunda yavaĢça matlaĢır. Bu matlaĢma lantan(III)oksit oluĢmasından dolayı kaynaklanır. 4La(k) + 3O2(g) 2La2O3(k) Su ile Reaksiyonu GümüĢümsü beyaz lantan metali elektropozitiftir. Soğuk su ile yavaĢ reaksiyon verirken sıcak su ile hızlı bir Ģekilde reaksiyon verir. 2La(k) + 6H2O(g) 2La(OH)3(k) + 3H2(g) Halojenler ile Reaksiyonu 2La(k) + 3F2(g) 2LaF3(k) 2La(k) + 3Cl2(g) 2LaCl3(k) 2La(k) + 3Br2(g) 2LaBr3(k) 2La(k) + 3I2(g) 2LaI3(k) Asit ile Reaksiyonu Lantan metali seyreltik sülfürik asit ile hızlı bir Ģeklide reaksiyona girerek [La(OH2)9]3+ kompleks çözeltisini oluĢturur. Aynı anda açığa hidrojen gazı çıkar. 2La(k) + 3H2SO4(aq) 2La3+(aq) + 3SO42-(aq) + 3H2(g) 2.2.7.3. Kullanım Alanları Stüdyo ıĢıkları ve projektörlerinin yapımında kullanılan karbon esaslı aydınlatmaların yapımında, 16 La2O3 bileĢiği camın alkali direncini arttırdığı için cam ve optik camların (Ġnfrared absorlayan cam, kamera, teleskop, lens) üretiminde, Katkı maddesi olarak demire eklenerek granüllü demir üretiminde, Hidrojen emici sünger alaĢımlarında, Molibden metalinin sertliğini azaltmak için , Çeliğin içerisine eklenerek genleĢmeye ve darbelere karĢı dayanıklılığını arttırmak için, Katalizör olarak, Oksitleri ve boritleri elektronik vakum tüplerinde kullanılmaktadır. 2.3. Fluorit Fluorit kalsiyum florür bileĢiminde (CaF2) olup saf olduğunda %51.1 kalsiyum, %48.9 fluor ihtiva eder. Uluslar arası ticari ismi ‘fuorspar’ olan fluoritin esas elementi fluordur. Doğal fluorit kuvars, barit, kalsit, galenit, sfalerit, siderit, sölestit, kalkopirit ve diğer sülfür mineralleri ile birlikte bulunur. Kristal Ģeklinde olduğu zaman genellikle renksiz bazen de mor, sarı mavi yeĢil, kırmızı, mavi ve kahverengi renklerde de görülebilmektedir. Mohs skalasına göre sertliği 4, özgül ağırlığı 3.01 ile 3.60 arasında değiĢen fluoritin erime sıcaklığı 1378 0C’dir. Fluorit çok çeĢitli jeolojik ortam ve Ģartlarda oluĢabilen bir mineraldir. Demir-çelik, kimya, seramik ve cam sanayinin önemli hammaddesidir. Türkiye’de ilgili sanayii dallarının talebini karĢılamak ve fluorit potansiyelini belirlemek amacıyla yapılan araĢtırmalar sonucu bir çok yatak bulunmuĢ ve bunların çoğu özel Ģirketlerce iĢletilerek tüketilmiĢtir. Genellikle düĢük rezervli olan söz konusu sahalarda yapılan üretimler yetersiz olduğundan endüstriyel iç talep çoğu zaman karĢılanamamaktadır. Fluorit madenlerindeki iĢletme yöntemleri münferit fluorit yataklarındaki jeolojik Ģartlara bağlı olarak değiĢir. Derin yataklarda genellikle yeraltı iĢletme teknikleri uygulanırken sığ ve geniĢ uygulanmaktadır. Eğer jeolojik yapı yataklarda açık iĢletme yöntemleri yeraltı madenciliğine uygun Ģartları sağlamıyorsa yatak üzerindeki aĢırı kalınlıktaki örtünün kaldırılması pahasına açık iĢletmecilik bile söz konusu olabilir. 17 Ġnce damar madenciliği genellikle sağlam duvar oluĢturabilen yan taĢların olduğu yerlerde yapılırken stratiform ya da tabakalı fluorit yataklarında oda-topuk metodu ile iĢletme yapılmaktadır. 2.3.1. Dünya Fluorit Rezervleri Dünya fluorit rezervleri ve bu rezervlerdeki miktarları ġekil 2.6’da verilmiĢtir. Çizelge 2. 6. Dünya fluorit rezervleri Ülke ĠĢletilebilir Fluorit (Binton) Toplam Fluorit (Binton) Meksika 19000 23000 Ġtalya 6000 7000 Ġspanya 6000 8000 Rusya 62000 94000 Türkiye 12800 13000 Güney Afrika 30000 36000 Moğolistan 50000 59000 Diğer Ülkeler 19000 25000 Toplam 251800 353000 2.3.2. Türkiye Fluorit Rezervleri Fluorit Türkiye'de yoğun olarak Orta Anadolu Bölgesi’nde KırĢehir, Yozgat ve EskiĢehir yörelerinde bulunmaktadır. KırĢehir ve Yozgat fluoritleri asidik magma kayalarına bağlı olarak geliĢmiĢ hidrotermal damar tipi Ģeklinde oluĢmuĢtur. EskiĢehir-Sivrihisar civarında bulunan yatak ise kompleks cevher (barit ve nadir toprak elementleri ile birlikte) Ģeklinde meta kumtaĢları içerisinde yeralmakta olup, asit volkanizma ve karbonatitlere bağlı olarak geliĢmiĢ hidrotermal damar tipi cevherleĢme tipini yansıtmaktadır. Türkiye'de daha çok KırĢehir (Çiçekdağı, Akçakent ve Kaman) yörelerinde üretilen fluoritlerin kalitesi dünya spesifikasyonlarına uygundur. Fiyat teĢekkülünde dünyanın her yerinde olduğu gibi ülkemizde de arz-talep durumu, sektördeki darboğaz, yatağın konumu, rezervlerin azlığı ve iĢletmede karĢılaĢılan güçlükler gibi unsurlar rol oynamaktadır. 18 MTA Genel Müdürlüğü arĢivlerine intikal etmiĢ raporlardan derlenen bilgilere göre fluoritle ilgili ilk etüdlere 1950'li yıllarda baĢlanmıĢ olup günümüzde de devam etmektedir. Önceleri 880 bin ton olan fluorit rezervi, EskiĢehir-Sivrihisar yatağının potansiyelinin de son yıllarda belirlenmesi ile 12.3 milyon tona ulaĢmıĢtır. 2.3.3. Fluoritin kullanım alanları Asit sanayiinde kullanılan (Asitspar ve asitgrade) Seramik sanayiinde kullanılan (seramikspar ve seramikgrade) Metalurji sanayiinde kullanılan (metspar) Fluorit baĢlıca demir-çelik sanayiinde, alüminyum sanayiinde, kimya sanayiinde (HF ve türevlerinin yapımında) ve seramik sanayiinde olmak üzere cam, mobilya ve çimento sanayi dahil 30’dan fazla sanayii dalında kullanılmaktadır. 2.4. Barit Doğal bir baryum sülfat bileĢimine sahip olan barit minerali uzun zamanlardan bu yana özgül ağırlığının büyük olması nedeni ile insanoğlunun dikkatini çekmiĢ ve ağır spat adı ile kullanılmıĢtır. Barit adı Yunancada'da ağır anlamına gelen Barus kelimesinden türemiĢtir. Doğada bazen lamelli fibröz, nadiren konkresyonlar halinde bulunur. Ġnce taneli veya toprağımsı görünümlü olanına da rastlanır. Bazen yarı saydam olan barit genelde camsı veya reçine parlaklığına sahiptir. Doğal bir BaSO4 bileĢimine sahip barit minerali genellikle beyaz renklidir fakat sarı, pembe, açık yeĢil, açık mavi gri ve siyah renkli olanlarına da rastlanır. Baritin sertliği 2.5-3.5 olup özgül ağırlığı 4.3-4.6 aralığında değiĢkenlik gösterir. Erime noktası 1580 0C’dir. Kimyasal bileĢimi BaSO4 Ģeklinde olup %65.70 BaO, %34.30 ise SO3 Ģeklindedir. Baryum oranı ise %58.80’dir. 19 2.4.1. OluĢum ġekilleri Baryum doğada oldukça bol bulunan elementtir. Yerkabuğundaki ortalama tenörü %0.45 tir. Barit yatakları doğada bulunuĢ Ģekillerine göre sınıflandırılır ve baĢlıca 3 tip yataklanma gösterirler. 1. Hidrotermal filonlar 2. Stratiform yataklar 3. Kalıntı yataklar 2.4.1.1. Hidrotermal Filonlar DüĢük sıcaklıkta oluĢan epitermal filon Ģeklindeki barit yataklanmalarına çok yaygın olarak rastlanmaktadır, Metasomatik yataklar da bu grup içine girerler. Hidrotermal KurĢun - Çinko yataklarında gangı oluĢturan barit birçok yerde filonun büyük kısmını iĢgal eder ve yapıdaki diğer sülfürlü mineraller az bir hacim tutar. Bu tip yataklarda barit bir miktar kuvars, fluorit, kalsit ile daha seyrek olarak da dolomit, selestit ve siderit ile birlikte bulunur. 2.4.1.2. Stratiform Yataklar DeğiĢik zamanlarda alt sedimenter formasyonlar içinde stratifiye kütleler Ģeklinde oluĢan barit yatakları özellikle kalker ve dolomitler içinde yer alırlar. Bu tip yataklar geniĢ alanları kaplaması, bazen 10 metre kadar kalınlık göstermeleri ve açık iĢletmeye müsait olmaları bakımından ekonomik yönden oldukça önemlidirler. Bu tür yataklarda en önemli zararlı madde baritin içinde bulunan ince taneli kuvars olup cevher bundan baĢka bir miktar da organik madde içermektedir. 2.4.1.3. Kalıntı Yataklar Mevcut barit yataklarının veya içinde bir miktar barit bulunan kayaçlann yıkanması sonucu oluĢan kalıntı tip barit yatakları geniĢ yayılma alanı göstermeleri ve açık iĢletmeye uygun olmaları bakımından ekonomik açıdan oldukça önemlidirler. Bu tip yataklarda baritin yanında kuvars, flupfit, kalsit ile beraber sülfürler de bulunabilmektedir. 20 2.4.2. Dünyada ve Türkiyede Barit Rezervleri Dünyada barit rezervi 180-200 milyon ton olduğu belirtilmiĢtir. BaĢlıca rezervler ABD (70 milyon ton) ve Almanya’dadır (7 milyon ton). Türkiye’de bulunan barit yataklarının dünya standartlarına göre gerek tenör gerekse de içerdiği yabancı maddeler bakımından yüksek kaliteli olduğu belirtilmiĢtir. Türkiyede özel ve devlet sektörüne ait ruhsatları bulunan Konya, Antalya, Ġçel, Kütahya, Kocaeli, EskiĢehir, Kayseri, MuĢ, Sivas, Ġzmir, Trabzon ve GümüĢhane illerine dağılmıĢ barit rezervleri bulunmaktadır. Türkiye’de barit yatakları henüz sistematik bir araĢtırılmaya tabi tutulmamıĢ yarma ve sondajlarla bloke edilmemiĢtir. 2.4.3. Baritin Kullanım Alanları Baritin kullanım alanları, sondajlık, dolguluk ve kimyasal olarak üç grupta toplanabilir. Bunların da dünya pazarında tüketimi sırasıyla %90 sondaj, %7 kimya ve %3 dolgu sektörüdür. Baritin ilk kullanımı, yüksek özgül ağırlığı ve beyaz özelliğinden dolayı boya, kağıt ve cam endüstrilerinde olmuĢtur, 1926 yılından sonra baritin petrol ve doğal gaz aramalarında kullanılmaya baĢlamasından itibaren barite olan talep hızla artmıĢtır. Barit esas olarak petrol sondajlarında çamurun ağırlaĢtırılmasında kullanılır. Bu çamur sondaj sırasında katedilen formasyonlara ait kalıntıların yukarı çıkarılmasında, matkap ve tijlerin yağlanmasında, sondaj deliği duvarlarının sağlamlaĢmasında ve petrol beklenen seviyelere yaklaĢıldığında basınçlı gaz geliĢimini dengelemeyi sağlamada kullanılır. Dünyada kullanılan baritin %90’ı petrol endüstrisinde tüketilmektedir. Petrol sondajlarında sarfedilen baritin miktarı, geçilen formasyonların geçirgenliği ve rastlanan gaz basıncı ile iliĢkilidir. Barit katkı maddesi olarak kâğıt, tual, lastik ve ebonit sanayinde de kullanılmaktadır. Cam endüstrisinde parlaklığı arttırmak, mercek ve TV tüpleri üretiminde, plastik sanayinde de plastiğe matlık vermek amacıyla kullanılırken tarım ilaçları üretiminde de inert made olarak kullanılmaktadır. Baritin önemli kullanım alanlarından birisi de boya sanayiidir. Yağlı boya üretiminde beyazlatıcı pigment ve inceltici olarak barit kulanılırken kaliteli boya 21 üretiminde sabit beyaz ya da litopon kullanılır. Barit, alevinin yeĢil renk vermesinden dolayı havai fiĢek üretiminde de kullanılır. 2.5. Flotasyon Flotasyon olarak bilinen iĢlem; yani çeĢitli tiplerdeki katı parçacıklarının birbirinden yüzdürülerek ayrılması, yüzey kimyasının çok önemli fakat oldukça karıĢık bir uygulamasıdır. Bu iĢlem genel madencilik endüstrisinde çok önemlidir. Bununla istenilen mineral, diğer minerallerden (gang) ya da mineral olmayan madde içeriğinden ayrılarak parçalanmıĢ karıĢık filizlerin ekonomik iĢlemlerine geniĢ çapta olanak sağlanmaktadır. Ġlk kez, bazı sülfür ve oksit filizlerine uygulanmıĢtır. Flotasyon iĢlemleri yalnız bunlar için değil, diğer birçok durumlarda da kullanılır. Ticari olarak böyle bir iĢlemin uygulandığı metal filizlerinin bir kısmının listesi; kalsit, fluorit, barit (baryum sülfat), Ģelit (Kalsiyum tungstat), mangan karbonat ve oksitleri, demir oksitleri, gomet (laltaĢı), demir, titan oksitleri, silis ve silikatlar, kömür, grafit, kükürt ve silvit (potasyum klorür) gibi suda çözünen tuzları olduğu kadar nikel ve altını da içerir. Maden filizlerinin yaklaĢık olarak yılda 109 tonu bugün devamlı olarak flotasyon yöntemleri ile iĢlenmektedir. 1920’lerden önce flotasyon iĢlemleri oldukça kolay ve ilkel gözlemlere dayanıyordu. Bakır ve çinko-kurĢun filiz lapaları (suyla karıĢmıĢ öğütülmüĢ filiz) büyük miktarda yağ ve yağlı maddelerle iĢlenerek mineral içeriği arttırılabiliyordu. Mineral parçacıkları yağlı tabakada toplanarak, mineral karıĢımından (gang) ve sudan ayrılabiliyordu. O zamandan beri, bu yağ flotasyon iĢleminin yerini genellikle köpük flotasyonu olarak bilinen flotasyon almıĢtır. Burada yalnız az miktarda yağ kullanılır ve madde içinde hava kabarcıkları geçirmekle ya da karıĢtırmakla köpük oluĢturulur. Yağlı köpük, toplanan mineral parçacıklarını içerir ve sonra köpük ayrılıp alınır. Çok önceleri kullanılan yağların bileĢiminde yapılan oldukça küçük değiĢikliklerin uygulamada büyük farklılıklar yapabildiği gözlenmiĢtir. Bazı temel yönler oldukça iyi anlaĢılmıĢtır. Temas açısında istenen temel değiĢiklikleri yapmak için mineral parçacıkları üzerinde adsorblanan toplayıcılar, toplayıcıların seçme 22 etkisini arttıran canlandırıcılar, bunların etkisini seçici olarak azaltan bastırıcılar ve köpük oluĢumunu arttıran köpürtücüler gibi çok çeĢitli katkı maddeleri vardır. Daha sonra, köpürtücülerin flotasyonda doğrudan bir rol oynayabildiği de görülmüĢtür10. Flotasyon yöntemi sırasıyla Ģu iĢlemleri içerir; Cevherin maksimum 0.5-0.2 mm gibi bir boyutun altına öğütülmesi % 15-35 arasında katı içerecek Ģekilde sulandırılması Pülpe, bir veya birkaç çeĢit inorganik kontrol reaktifinin çok az miktarda ilavesi (Canlandırıcı, bastırıcı vs.) Mineral yüzeyini kaplayarak köpüğe yapıĢmasını sağlayacak toplayıcı reaktifin ilavesi pH ayarlayıcı ilavesi KarıĢtırma yoluyla veya basınçlı hava sevki ile köpüğün oluĢturulması Mineral taĢıyan köpük zonu ile, köpüğe yapıĢmayan mineralleri bulunduran pülpün birbirinden ayrılması Bu iĢlemler bazen birbirini takip etmek yerine bir arada da uygulanabilir. Örneğin birinci iĢlemi oluĢturan öğütme sırasında üçüncü ve dördüncü iĢlemler yapılabilir veya pülpün katı oranının ayarlanması (2. iĢlem) öğütme sonrası siklon veya klasifikatör devrelerinde sağlanabilir. Flotasyon, genelde farklı yüzey özelliğine sahip minerallerin zenginleĢtirilmesinde uygulanan bir yöntemdir. Örneğin doğal yüzebilme yeteneği olan kömür, grafit, kükürt gibi mineraller yantaĢtan kolayca flotasyonla ayrılır. Sülfürlü mineraller bazen doğrudan doğruya, bazen de toplayıcı reaktiflerin yardımı ile yantaĢtan ayrılabilir. ÇeĢitli kontrol reaktiflerinin yardımı ile değiĢik sülfürlü mineraller de birbirinden kolaylıkla ayrılabilmektedir. Kimyasal ve fiziksel özellikleri bakımından benzer yapıda olan diğer oksit, silikat ve tuz gibi mineraller de uygun kontrol reaktifleri ve toplayıcılarla zenginleĢtirilebilmektedir. Flotasyon 0.5 mm’den kolloid büyüklüğe (1-2 mikrometre) kadar değiĢen boyutlardaki cevhere uygulanabilir. 0.2 mm’den daha iri parçalarda, özgül ağırlık 23 fazla ise, köpükle taĢıma zorlaĢabilir. Kolloid boyutlu malzemenin yüksek oranda bulunması ise, flotasyonu güçleĢtirebilir ve bazen imkansız hale getirebilir11. Flotasyon, düĢük tenörlü bakır cevherlerinin zenginleĢtirilmesinde kullanılan ve bütün dünyada baĢarı ile uygulanan bir metottur. Flotasyon, özellikle sülfürlü cevherlerin zenginleĢtirilmesinde çok fazla uygulama alanı bulmuĢtur. Bunun sebebi ise düĢük tenörlü cevherlerden, yüksek tenör ve verimde konsantre kazanmaktır. Flotasyon, gravite yöntemleri ile zenginleĢtirilemeyen düĢük tenörlü kıymetsiz kabul edilen kompleks yapılı cevherlerin zenginleĢtirilmesine imkan sağlar. Flotasyon, minerallerin yüzey ve ara yüzey özelliklerinden yararlanılarak fiziko-kimyasal temellere dayanan bir konsantre elde etme metodudur. Fiziko-kimyasal özellikler; Islanabilirlilik YapıĢkanlık KutuplaĢabilme Yüzeylerin değme açısı Yüzey gerilimi Ģeklinde özetlenebilir. Flotasyonda yukarıdaki özelliklerin hepsinden yararlanılmaktadır. Flotasyon önceki bölümde de belirtildiği gibi, bazı mineral yüzeylerinin ıslanmaz özellik kazanması ve diğerlerinin suda ıslanabilmesinden faydalanılarak mineralleri ayırma usulüdür. Mineral yüzeyinin ıslanmaz özellik kazanması, kontrol ve kollektör reaktiflerinin etkisi ile olur. Cevher tek mineralden ibaret olduğu zaman kimyasal ve fiziksel etkiler sonucu yüzey ıslanmaz hale gelir. Fakat flotasyon devrelerinde bulunan katı parçacıkların önemli bir kısmı birden fazla mineralden meydana gelmiĢtir. Bunların köpüğe yapıĢma Ģansı saf mineralden daha azdır. Buna rağmen değiĢik tane büyüklüğündeki parçalar, yüzeyleri aynı olmasına rağmen aynı flotasyon özelliklerini göstermezler. Bu sebeple flotasyona karĢı taneler, yüzeylerin kimyasal bileĢenleri ve tane büyüklüğü bakımından çeĢitli farklar gösterirler. Cevher içindeki minerallerin tane büyüklüğü ayırma usulü seçiminde çok önemlidir. Bazı cevherlerin içindeki mineraller çok ince yapılı olabilir. Bu durumda normal flotasyon 24 büyüklüğündeki serbestleĢmeye eriĢilmediğinden, elde edilen konsantre aslında ara ürün demektir. Ġyi bir zenginleĢtirme için cevherin çok daha fazla öğütülmesi gerekir. Flotasyon pülpündeki cevher tanelerinin hepsi serbest taneler olmadığı için bağlı tanelerin durumunun incelenmesi, flotasyon sonuçlarını kıymetlendirme bakımından önemlidir. Flotasyonda ilk önce serbest taneler yüzer. Flotasyon zamanı uzadıkça bağlı taneler köpükte toplanmaya baĢlar. Randımanı arttırmak için süpürme devresinde hücre sayısını arttırmak gerekir. Süpürme devresinden alınan konsantrenin öğütme devresine gönderilmesi lazımdır. Kaba flotasyon devresine verilirse, bağlı taneler metal tenörünü çok düĢürür. 2.5.1. Flotasyon Ġçin Gerekli Reaktifler Flotasyonda cevheri oluĢturan minerallerin yüzme davranıĢlarını olumlu yönde etkileyen kimyasal reaktiflerin flotasyon devrelerine hazırlanıĢları ve besleniĢleri ile miktarları cevher yapılarına bağlı olup belirli sistem içinde sağlanır. Bu reaktifler belirli bir sıra içinde devrelere verilmektedir. Eğer kısa etkileĢim süresi gösteriyorsa, direkt flotasyon hücrelerine ilave edilir. Eğer etkileme süresi uzunsa, öğütme devrelerine (değirmenlere, klasifikatörlere ve kıvamlaĢtırıcılara) verilerek yapılır. Özellikle pH ayarlayıcılar bu devrelere öncelikle verilir. Flotasyonda cevherlerin yüzey kimyası, fiziko-kimyasal özelliklere dayalı olarak flotasyona hazırlanıĢı belirli bir reaktif sırasını gerektirir. Bu reaktif sıralamasını aĢağıdaki gibi yapmak mümkündür. Ayarlayıcı reaktifler pH ayarlayıcılar Bastırıcılar Canlandırıcılar Toplayıcı reaktifler Köpürtücüler pH ayarlamada bazik ortam için, cevher yapısına bağlı olarak; Ca(OH)2, NaOH, KOH, Na2CO3 (Soda) asidik ortam ayarlama için ise baĢlıca H2SO4, HCl nadir olarak da HF kullanılır. 25 Bastırıcı ve canlandırıcı olarak toplayıcı ve köpürtücülerde olduğu gibi çeĢitli firmalar tarafından imal edilen ve patent adı altında satılan ayarlayıcı reaktifler mevcuttur. Gang bastırmada Na2SiO3 veya Ca(OH)2, sfalerit bastırmada ZnSO4, pirit bastırmada NaCN gibi reaktifler kullanılmaktadır. Aynı Ģekilde farklı minerallerin canlandırılmasında pirit ve sfalerit için CuSO4 antimonit canlandırmak için Pb(NO3)2 veya CuSO4 gibi değiĢik reaktifler kullanılmaktadır. Flotasyonda en etkin reaktif çeĢidi ise toplayıcılardır. Genelde bastırıcı ve canlandırıcılar %5.0, toplayıcılar %1.0, köpürtücüler ise %0.1 çözeltide hazırlanır. 2.5.1.1. Toplayıcıların Özellikleri Toplayıcılar, mineral yüzeyine bağlanarak, yüzeyi hidrokarbon tabakası ile kaplayan ve mineralin hava kabarcığına yapıĢmasını temin eden kimyasal maddelerdir. Toplayıcı molekülünün bir hidrokarbon grubu ihtiva etmesi gerekir. Ancak hidrokarbon grubu ihtiva etmesi kollektör olması için yeterli değildir. Bu maddenin, mineral yüzeyine bağlanacak özellikte olması, Toplayıcıların istenen mineral yüzeyi ile, kimyasal ve fiziko-kimyasal bakımdan ilgisi olması, Çözelti oluĢturabilmesi, Ucuz olması gerekir. 2.5.1.2. Köpürtücülerin Özellikleri Flotasyonda kullanılan köpürtücüler aĢağıdaki belirtilen koĢullarda olmalıdır: Ġyonik olmamalı, düĢük konsantrasyonlarda köpük oluĢturabilmeli, Köpürtücüler toplayıcı özelliği göstermemeli, Köpük kararlılığı pH ve çözeltinin iyon Ģiddetine bağlı olmamalıdır. Köpük yapısı iyi bir ikincil zenginleĢtirilmeye elveriĢli olmalıdır. Köpük stabilitesi, flotasyon süresince kararlı, üniform, ancak iĢlem bittikten sonra da kırılır, dağılabilir olmalıdır. 26 2.5.2. Flotasyon Reaktifleri Flotasyon yönteminde, iĢlemin etkinliğinin arttırılması için birçok katkı maddelerinin kullanılması gerekmektedir. Bu maddelerin önemli bir grubu, flotasyonda kararlı bir köpük elde etmek amacıyla kullanılan köpürtücüleri oluĢturmaktadır. Köpürtücü maddeler genel olarak; suyun yüzey gerilimini düĢüren, iyonik olmayan kısa bir alkil zinciri veya aromatik bir halkaya bağlı polar veya iyonlaĢan kısımlar ihtiva eden yüzey aktif maddelerdir12. 2.5.3. Flotasyonu Etkileyen Parametreler 2.5.3.1. Kimyasal Etkenler Fazlar (katı, sıvı, gaz ve kombinasyonları) Kimyasal reaktifleri (Toplayıcılar, köpürtücüler, ayarlayıcılar) Kimyasal adsorpsiyon pH değeri Yüzey hazırlama iĢlemleri 2.5.3.2. Fiziksel Etkenler Sıcaklık Pülp yoğunluğu Katı Köpük büyüklüğü Flotasyon süresi Fiziksel adsorpsiyon13. 2.6. Hidrometalurji Sıvı ortamlarda yapılan çeĢitli metalürjik iĢlemlerle metal değerlerinin kazanılmasına "Hidrometalurji" denir. Hidrometalurji genel olarak iki önemli aĢamadan oluĢmaktadır: Cevherdeki metalik değerlerin su, sulu bir çözelti ya da organik çözücüler ile seçmeli olarak çözündürüldüğü liçing ve çözeltiye alınan metalik değerlerin seçmeli olarak kazanılmaları aĢamalarıdır. Bu iki aĢama arasında 27 liç çözeltisi sık sık temizlenmek ve konsantre edilmek zorundadır. Bu uygulamalara ait akım Ģeması ġekil 2.2’de verilmiĢtir. Hidrometalurjik metal üretimi, eski bir yöntem olan pirometalurjiye oranla yeni geliĢmektedir. Hidrometalurjik yöntemler, cevher tenörlerinin yüksek olması, hammadde olanaklarının geniĢ olması, uygun kimyasal reaktiflerin bulunmaması ve CEVHER ÖN HAZIRLAMA LĠÇĠNG KATI-SIVI AYIRIMI ÇÖZELTĠDEN METAL KAZANIMI ELEKTROLĠZ SEMENTASYON ÇÖKELTME KATOT METALĠ TOZ METAL METAL TUZU ġekil 2. 2. Hidrometalurjik Uygulama Akım ġeması bu tür yöntemlerin ekonomikliği konusunda kesin bir düĢüncenin yerleĢmemiĢ olması gibi nedenlerle son yıllara kadar ileri düzeyde uygulanamamıĢtır. Günümüzde 28 hammadde kaynaklarının gittikçe azalması sonucu kompleks düĢük tenörlü cevherlerin değerlendirilmesi zorunlu hale gelmiĢtir. Hidrometalurji, bazı durumlarda kırma, öğütme ve flotasyon gibi cevher zenginleĢtirme iĢlemleri gerektirmeden metallerin kazanımını sağlayan tek yöntemdir. Bakır, hidrometalurjinin uygulandığı ilk metaldir. Hidrometalurji, oksitli bakır cevheri için eskiden beri uygulanmakla birlikte kompleks cevherlere uygulanması, Arbiter, Cymet ve Clear yöntemleri ile yaygınlaĢmıĢtır. Oksitli bakır cevherlerine düĢük tenörlü oksitlere ve sülfürlü maden artıklarına bakır kazanımı için uygulanan hidrometalurjik yöntemler bazı durumlarda kavrulmuĢ sülfürlü cevherlerin karıĢtırmalı liçinde de kullanılmaktadır. En iyi Hidrometalurjik yöntemin seçimi, cevherin özelliklerine, tesisin kurulacağı yere ve elde edilip satılabilecek olan yan ürünlere bağlıdır14. 2.7. Liçing Cevherdeki minerallerin çözücü bir sıvı ile karĢılıklı etkileĢmesi sonucunda metal değerlerinin seçimli olarak çözülmesi iĢlemine "LĠÇĠNG" denir. Liçing iĢleminde kullanılan çözücü; su, asit, baz, tuz vb, liç edilen madde ise cevher, konsantre, serbest metal, sülfür, karbonat, silikat, oksit ve sülfat gibi çeĢitli bileĢimdeki hammaddeler veya baca tozu, ara ürün ve metal içeren her türlü artık olabilir. Liçing için gerekli iĢlem basamakları sırası ile Ģöyledir; Liç reaktantlarının (yükseltgenme ya da indirgenme etkenleri, kompleksleĢen ligantlar, hidroksil yada hidrojen iyonları) mineral yüzeyine difüzyonu, Liç reaktantlarının yüzeye adsorbsiyonu, Kimyasal tepkimenin yüzey üzerinde gerçekleĢmesi, Tepkime ürünlerinin, yüzeyden desorbsiyonu, Tepkime ürünlerinin, yüzeyden çözeltiye difüzyonu. Liçing anında, çözünür minerallerin açık yüzey alanı ister istemez küçülür, daha küçük serbest parçacıklar meydana gelir ve daha küçük parçacıklar da yok olurlar. 29 2.7.1. Liçing’den Ġstenenler Liçing’de amaç, seçici çözünme, çabuk çözünme ve toplam çözünme verimini arttırmaktır. 2.7.1.1. Seçici Çözünme Faydalı mineralleri, gang minerallerine oranla seçici olarak çözündürmektir. Seçici çözündürmenin amacı: Reaktif harcamalarını sınırlamak, Liç çözeltisine sonraki zenginleĢtirme iĢlemleri için avantaj sağlamaktır. 2.7.1.2. Çabuk Çözünme Liçing iĢlemi, tesis hacminin ve cevherin bekletilme süresinin sınırlandırılabilmesi için hızlı bir Ģekilde olmalıdır. Çabuk çözünme, yöntemin masraflarını azaltır. 2.7.1.3. Toplam Çözünme Tüvenan cevherin genellikle düĢük tenörlü olması nedeniyle faydalı minerallerin tamamen çözündürülmesi gerekir. 2.7.2. Liçingi Etkileyen Faktörler Cevherin sulu ortamda liçinde etkin parametreler; Cevher tane iriliği Çözücü türü ve değiĢimi Çözücü ve cevherin temas süresi Liç sıcaklığı Katı-sıvı oranı Bu parametreler, her cevher örneği için uygun bir Ģekilde belirlenmelidir. 30 2.7.3. Liçing Uygulamaları Liçing uygulamaları aĢağıdaki Ģekilde sınıflandırılabilir; Yerinde (İn-situ) liçing, Yığma ya da yığın (Heap) liçing, Tank (Reaktör) liçing. 2.7.4. Liçing Öncesi ĠĢlemler Liçing öncesi yapılan iĢlemler, kırma-öğütme, zenginleĢtirme ve kavurma iĢlemleridir. 2.7.4.1. Kırma-Öğütme Cevherler tane iriliği ve mineral içeriği yönünden heterojen bir yapı gösterirler. Bu nedenle cevher, liçing iĢleminden önce serbestleĢme sağlanıncaya kadar kırılıp öğütülmeli ve bazen de sınıflandırılmalıdır. Böylece daha hızlı bir çözünme ve daha az çözücü kullanımı sağlanmıĢ olur. Liçing, flotasyon ve diğer zenginleĢtirme iĢlemlerinden farklıdır ve minerallerin tamamen serbestleĢmesine gerek duyulmaz. Bu durum öğütmenin ekonomik limiti kavramı ile açıklanabilir. Öğütmenin ekonomik limiti, daha fazla verim için ilave öğütme maliyetinin karĢılanamadığı ya da verimdeki artıĢın yan tepkimelerdeki çözücü kaybının artması ile dengelendiği noktadır. Bu noktada çözücülerin temas edebileceği bir yüzeyin açığa çıktığı daha iri bir tane boyutu kullanılır. Daha ince öğütme ile artan tepkime hızı, daha ince gang parçacıklarının mineral yüzeyini kaplaması nedeniyle azalır ve daha ince öğütme ayrıca katı-sıvı ayrımı aĢamasında da zorluk çıkarır. Minerolojik çalıĢmalar çoğunlukla öğütme gereksinimlerinin değerlendirilmesinde iyi bir yol göstericidir. Örneğin gözenekli oksitli cevherlerin liçi için yeterince ince olan ikinci bir kırma yeterli iken altın cevherleri gibi bazı cevherlerin çözücü ile etkileĢmeden önce çok ince öğütülmesi gerekmektedir. 31 2.7.4.2. ZenginleĢtirme ZenginleĢtirme yöntemleri, ham maddeyi yönteme uydurmak, hacim tonajını azaltmak ya da zararlı kirlilikleri uzaklaĢtırmak için kullanılır. Uygulanacak önzenginleĢtirme yöntemi, cevherin yapısına göre fiziksel ya da fiziko-kimyasal zenginleĢtirme yöntemlerinden biri olabilir. Böylece daha az miktarda cevhere liçing iĢlemi uygulanacağından daha az çözücü tüketimi olacak ve istenmeyen mineraller artıkta kalarak uzaklaĢtırılmıĢ olacağından daha iyi liçing koĢulları sağlanacaktır. 2.7.4.3. Kavurma Cevherin elde edilecek ürüne göre belli bir ortamda (oksitlenme, indirgenme, sülfatlama ve klorlama vb.) ve belli bir sıcaklıkta iĢlenmesine "Kavurma" denir. Kavurma iĢleminde amaç, metali daha çözünür bir duruma getirmek, bazı safsızlıkları buharlaĢtırarak bundan sonraki liçing iĢlemi için zararsız hale gelmelerini sağlamak ve metal bileĢiklerini gözenekli hale getirip çözünmeyi kolaylaĢtırmaktır. Örneğin, kalkopirit minerali ve sfalerit minerali suda ve asitte çözünmez iken, bir sülfatlaĢtırıcı kavurmadan geçirilerek bakır ve çinko sülfatları haline dönüĢtürülerek her ikisi de kolaylıkla ve yüksek bir verimle çözeltiye alınabilir. Kavurma iĢlemi daha çok sülfürlü mineralleri oksitli hale dönüĢtürmede kullanılır. Böylece cevherdeki sülfür içeriği %33’ten %8’e indirilir ve bakır ile demir sülfürler oksitlerine dönüĢür20. 2.8. Ekstraksiyon Çözücü ekstraksiyonu bir çözeltinin (genellikle sulu) ikinci bir çözücü ile (genellikle organik) ile temas ettirilerek bir ya da daha çok çözünen maddenin ikinci çözücüye transferi olarak tanımlanır. Çözünen bir madde örneğin A, önce iki sıvıdan birinde çözülür, sonra zamanla iki faz arasında dağılır. Bu dağılım dengeye ulaĢtığı zaman sulu fazda A maddesinin çözünen deriĢimi [A]sulu ve organik fazdaki deriĢimi [A]org ‘tir. Buna göre A maddesinin dağılma oranı Ģöyle verilir; D = [A]org / [A]sulu 32 Dağılma oranı, organik fazdaki A maddesinin toplam analitik deriĢiminin sulu fazdaki toplam analitik deriĢimine oranıdır15. Çözücü ekstraksiyonu tekniğinde organik faz metal ya da metaller için seçimli olan bir Ģelat yapı içermektedir. Bu teknik çok az miktardaki maddelere uygulanabileceği gibi büyük miktardaki maddelere de uygulanabilmektedir. Çözücü ekstraksiyonu basitliği, kolaylığı, hızı ve geniĢ uygulama alanından dolayı ayırma teknikleri arasında önemli bir yere sahiptir. Bu nedenle çözücü ekstraksiyonu yöntemiyle metal katyonları ayrılması tekniği ve kimyasal analiz amacıyla kullanılabileceği gibi birçok katyonun hidrometalurjik yöntemlerle üretiminde de kullanılabilmektedir. 2.8.1. Çözücü Ekstraksiyonunun Temelleri Çözücü ekstraksiyonunda olduğu gibi kromatografi ve homojen çöktürme yöntemlerinin hepsi faz sınırları boyunca maddenin hareketini bir ayırma prensibi olarak faz dağılımı kuralı ile açıklar. 2.8.1.1. Faz Kuralı Bütün faz dağılımları için Gibbs’in klasik faz kuralı geçerlidir; V = C-P+2 Bu förmülde P faz sayısı, V serbestlik derecesi, C bileĢenlerin sayısı, 2 ise basınç ve sıcaklığın değiĢken olduğunu gösteren bir sayıdır. Birbiriyle karıĢmayan iki çözücü ile birlikte bir çözünen maddenin olduğu çözücü ekstraksiyonu sisteminde P=2 ve C=3 dür. Sabit sıcaklık ve basınçta serbestlik derecesi bir olur. Bundan baĢka her bir çözücü fazındaki çözünen deriĢimleri arasında bir iliĢki olacağını görmekteyiz. Bu iliĢki dağılma kuralında kantitatif olarak verilmektedir16. 2.8.1.2. Dağılma Kuralı Birbiriyle karıĢmayan iki çözücü ve iki faz arasında dağılan çözünen maddeden oluĢan bir sistemde faz kuralı serbestlik derecesini bir olarak tahmin 33 etmesine rağmen dağılma kanunu daha büyük bir sınırı ortaya çıkarır. Bu kural iki fazda çözünen maddenin deriĢimlerinin oranı toplam deriĢimden bağımsız olduğunu ve sabit olduğunu gösterir. Ġlk defa 1872 yılında Berthelot ve Jungfleish tarafından ifade edilen ve 1891 yılında Nerst tarafından ayrıntılı olarak ele alınan dağılma kuralı iki karıĢmayan çözücü arasında bir çözünen madde sabit sıcaklıkta dağıldığında dengede iki fazda aynı molekül ağırlıklı çözünen maddenin deriĢimlerinin oranının sabit olacağını gösterir. 1 ve 2 çözücüleri arasında dağılan A çözüneni için; A1 ↔ A2 KD,A = [A2]/[A1] 2.8.1.2.1. Dağılma Oranı Fazlarda bulunan bileĢenler ve fazlar arasında dağılan türler arasındaki kimyasal etkileĢmeler dağılmayı ve dağılan türlerin deriĢimini etkileyebileceğinden bu kimyasal etkileĢmeler önemlidir. Analizciler olarak fazlar arasında ilgili bileĢenin bütün ya da stokiyometrik dağılımıyla ilgilendiğimizden ekstraksiyonu anlayabilmek için daha pratik bir nicelik olan dağılma oranını (D) tarif etmek gereklidir. Bu her bir fazda aynı bileĢenin bütün türlerini içeren stokiyometrik bir orandır. D = Organik fazdaki toplam konsantrasyon/ Sulu fazdaki toplam konsantrasyon Sulu faz ve organik faz içinde aynı tür değiĢik formlarda bulunuyorsa, her bir fazda bu türü içeren türlerin deriĢimlerinin toplamlarının oranı olarak dağılma oranı verilir. Dağılma sabiti ve dağılma oranı arasındaki fark önemlidir. KD tek bir türün dağılımıdır ve bir sabittir; oysa D herbir fazdaki türlerin toplamını içeren bir orandır ve sabit değildir. Dağılan türlerin tüm önemli etkileĢmeleri biliniyorsa deneysel parametrelerin fonksiyonu olarak D'nin ifadesi elde edilebilir15. 2.8.2. Yüzde Ekstraksiyon Ekstraksiyonlarda pratik değer olarak yüzde ekstraksiyon kullanılır. Bu nicelikle dağılma oranı arasında Ģöyle iliĢki kurulur, %E = 100D / D+(Vs+Vo) 34 VO ve VS sırasıyla organik ve sulu fazların hacmini gösterir. Hacimler eĢit olduğu zaman payda D+l e sadeleĢtirilir. Analitiksel verileri veren yüzde ekstraksiyon teriminin ekstraksiyon için daha anlamlı olduğu görülebilir. 2.8.3. Metal Ġyonunun KompleksleĢmesi 2.8.3.1. Kararlılık Sabitleri Sulu fazda metal iyonunun kompleksleĢmesi çözücü ekstraksiyonunun temelini oluĢturur. Herhangi bir metal sistemi için metal iyonunun kompleksleĢme derecesi, kararlılık sabiti olarak tanımlanır. Bir çok ligand metal iyonuna 1:1, 1:2 yada 1:4 gibi metal/ligand oranlarında bağlanır. Bazı sistemlerde polinükleer kompleksler 2:1, 2:2, 2:3 gibi metal/ligand oranlarında oluĢabilir. Mononükleer bir kompleksi ele alırsak, kompleksleĢme reaksiyonları Ģöyle yazılabilir. M + L ↔ ML ML + L ↔ ML2 Yada genel olarak MLn-1 + L ↔ MLn Denge sabiti ise; Kn = [MLn]/[MLn-1][L] Ģeklinde gösterilir15. 2.8.4. Ekstraksiyon Prosesi Ekstraksiyon prosesinde meydana gelen olaylar üç bakıĢ açısından incelenebilir. Yüksüz kompleksin oluĢması Ekstrakte edilebilir kompleksin dağılımı Organik fazdaki etkileĢmeler 35 2.8.4.1. Yüksüz Kompleksin OluĢması Sulu fazdaki metalin ekstrakte edilebilir bir türün oluĢumu ile sonuçlanan reaksiyonlarını içerir. Kompleks oluĢumu koordinasyon ya da iyon asosyasyonu Ģeklinde meydana gelebilir. Koordinasyon Ģöyle gösterilebilir; Mn+ + nL- ↔ MLn Burada Mn+, n değerlikli bir metal iyonu ve L- ise uygun bir ĢelatlaĢtırıcı anyondur. 2.8.4.2. Ekstrakte Edilebilir Kompleksin Dağılımı Ġki sıvı faz arasında ekstrakte edilebilir türlerin dağılımı dağılma kuralına uyar. 2.8.4.3. Organik Fazda Kompleksin EtkileĢimleri Organik faz içinde kompleksin dissosasyonu ya da asosyasyonu ve diğer bileĢenler ile etkileĢimi sonucu ekstrakte edilebilir kompleksler oluĢur. 2.8.4.4. Metal Komplekslerinin Ekstraksiyonu Metal iyonları anyonik ligandlar ile yüksüz kompleksler oluĢtururlar ve bu Ģekilde ekstrakte olurlar. Metal kompleksinin oluĢması için temel denklemler Ģöyledir; Mz+ + L- ↔ MLz-1 K1 = [MLz-1]/[Mz+][L-] MLz-1 + L- ↔ ML2z-2 K2 = [ML2z-2]/[MLz-1][L-] MLz-1+ + L- ↔ MLZ Kz = [MLZ]/[ MLz-1+][ L- ] MLN-1z-N-1 + L- ↔ MLNz-N KN = [MLNz-N]/[ MLN-1z-N-1][ L-] KN herhangi bir basamağa ait kompleks oluĢum sabitidir. MLZ nötral bir komplekstir, oysa MLNz-N negatif yüklü bir komplekstir. Burada N ligand atomuna bağlı merkez atomunun maksimum koordinasyon sayısıdır. Kompleks oluĢumu koordinasyon sayısına kadar sürebilir. Çözücü ekstraksiyonunda basit kural, her 36 zaman kompleksteki metal iyonu negatif yüklü ligandlarla, nötral elektron çifti veren moleküllerle (elektron verme özelliğine sahip organik çözücüler) ya da suyla koordine olarak doyurulur. 2.8.4.4.1. Ekstrakte Edilebilir Metal Komplekslerinin Sınıflandırılması Organik çözücüler içine ekstrakte edilebilen metal kompleksleri Ģu Ģekilde sınıflandırılabilir15; MXn Tipi Kompleksler: Bu tür kompleksler, solvatize olmayan organik çözücüler tarafından ekstrakte edilebilen ve tamamen inorganik özellik gösteren bileĢikleri içermektedir15. MLZ Tipi Kompleksler: Metal iyonu ve lipofilik organik asit arasında oluĢan nötral komplekslerdir. Bu tür kompleksler, metal organik Ģelat bileĢiklerinin büyük bir kısmını içermektedir17,18. MLzBb Tipi Kompleksler: Metal iyonu ve ligandlar arasında oluĢan koordinasyon olarak doymamıĢ kompleksler lipofilik donör gruplar içeren yüksüz organik bileĢiklerle bu tip kompleksler oluĢturur19,20. Ġyon Çifti Kompleksleri: Bir anyonik liganda bağlı metal iyonunun oluĢturduğu kompleks (MLNz-N) ile büyük bir organik katyonunun (RNH+ gibi) birleĢmesiyle oluĢan iyon çiftleri (RNH)N-zMLN olarak ekstrakte edilen bileĢikler bu tip kompleksleri oluĢturur21,22. Diğer Ekstrakte Edilebilir Kompleksler: Klatrat bileĢikleri bu tür komplekslere örnek verilebilir23. 2.8.5. Ekstrakte Edilen Türlerin Stokiyometrisinin Belirlenmesi Sulu fazdan organik faza ekstrakte edilen türlerin yaklaĢık stokiyometrisini belirlemek için çeĢitli yöntemler kullanılmaktadır. Bu yöntemler, Job yöntemi (devamlı değiĢmeler yöntemi), eğim oranları yöntemi ve grafiksel yöntemdir. 37 2.8.5.1. Job Yöntemi M ve L'den meydana gelen kompleks bileĢiği için uygun bir çözücü ve absorpsiyon maksimumu bulunabilirse böyle bir komplekste M ve L'nin oranları bulunabilir. Yöntem Job tarafından geliĢtirildiğinden çoğu kez Job yöntemi olarak adlandırılmaktadır. Bunun için M ve L'den meydana gelen maddenin bir spektrumu alınır ve bu spektrumun en yüksek absorpsiyonunun dalga boyu tespit edilir. Cihaz bu dalga boyuna ayarlanır. M ve L'nin aynı deriĢimde birer çözeltisi hazırlanır. Her bir karıĢımdaki M ve L türlerinin toplam hacmi ve toplam mol sayısı sabit fakat mol sayıları oranı sistematik olarak değiĢecek Ģekilde (örneğin M/L oranları 1:9, 8:2, 7:3 gibi oranlarda) çözeltiler hazırlanır. Bu Ģekilde hazırlanan çözeltilerin absorbansı seçilen dalga boyunda okunur. Ligand ve metalin mol oranlarına karĢı çözeltilerin okunan absorbansları grafiğe geçirilir. Grafiğin maksimumundaki M/L oranı kompleksin stokiyometrisini verir42. Ligand ve metal iyonu arasında MmLa yapısında ekstrakte edilebilir bir kompleks oluĢtuğu zaman iki türün mol oram m/a' ya eĢit olduğu noktada maksimum ekstraksiyon olur. Eğer organik faza ekstrakte edilen kompleks UV-Görünür bölgede absorbans veriyorsa bu değerde maksimum absorbans değeri okunur. Benzer olarak MAnBb türünde bir kompleks oluĢtuğu zaman A ve B türlerinin mol oranları n/b ye eĢit olduğu zaman ekstraksiyonda bir maksimum gözlenir. 2.8.5.2. Eğim Oranları Yöntemi Eğim oranı yöntemi oluĢan kompleks zayıf ve tek bir tür oluĢtuğu zaman uygulanır. Job yönteminde olduğu gibi MmLa kompleksinin maksimum absorpsiyon yaptığı dalga boyu tespit edilir. L/M oranı çok büyük olan çözeltiler hazırlanır böylece kompleksleĢme dengesinin tamamıyla sağa gerçekleĢmesi sağlanır. Böylece [M]<<m[MmLa] olacağı için Cm = m[MmLa] olur. Beer kanununa göre; A1 = εb[MmLa] = εb Cm/m 38 olur. Cm’e karĢı A1 grafiğe geçirildiği zaman doğrunun eğimi εb/m olur. Diğer taraftan M/L oranı çok büyük olan çözeltiler hazırlanır. Böylece [L]<<m[MmLa] olacağı için CL = a[MmLa] olur. Beer kanununa göre; A2 = εb[MmLa] = εb CL/a olur. CL’e karĢı A2 grafiğe geçirildiği zaman doğrunun eğimi εb/a olur. Çizilen iki doğrunun eğimlerinin oranı M ve L arasındaki oranı verir. 2.8.5.3. Grafiksel Yöntem Dağılma denklemi y=a0+a1x Ģeklinde ifade edilebiliyorsa y'ye karĢı x grafiğinin eğimi a1 ve kesim noktası a0'dır. Örneğin HA ligandı ile Mn+ metalinin ekstraksiyonunda dağılma dengesi Ģöyle verilir; log DM = log Kex + nlog [HA]org + npH [HA]org sabit tutulup pH’a karĢı log DM grafiğe geçirildiğinde doğrunun eğimi n ve kesim noktası log Kex + nlog [HA]org olur. 2.8.6. Çözücü Ekstraksiyonunun Analitiksel ve Diğer Uygulamaları 2.8.6.1. Ayırma Bir fazdan diğerine kütle transferi için birçok ayırma yöntemleri kullanılabilir. Bu yöntemler içinde tek bir adımda kantitatif bir ayırma yapan yöntemler çöktürme, buharlaĢtırma ya da termal bozundurma ve çözücü ekstraksiyonu yöntemleridir. Tayin edilmek istenen madde, analitiksel yönteme giriĢim yapan örnekteki bileĢenlerden çözücü ekstraksiyonu yöntemi ile ayrılabilir. Bu gibi giriĢimler analit ve örnek bileĢenleri arasındaki etkileĢmelerden analitiksel sinyalin azalmasına neden olabilir. Diğer bir tip giriĢimde, benzer doğaya sahip olan bir bileĢen analitik sinyalin artmasına neden olabilir. Bu gibi durumlarda giriĢim yapan makro bileĢenler içeren ortamdan küçük deriĢimlerde olan madde uygun 39 yöntemle ekstrakte edilir. Çözücü ekstraksiyonu kimyasal ayırma yöntemleri arasında en seçimli yöntemlerden birisidir. Kimyasal analizlere bir ön adım olarak ayırma sağlar21. Eğer çözücü ekstraksiyonu kullanarak bir adımda seçici ve kantitatif bir ayırma yapmak mümkün değilse, ilk faz ikinci fazla tekrar tekrar muamele edilebilir. Xo g çözünen madde içeren V hacmindeki bir sulu çözelti v ml lik ikinci bir çözücü ile n kere ekstrakte edilirse, sulu fazda kalan çözünenin Xn miktarı aĢağıdaki formülle hesaplanır25; Xn = X0(DV/DV + v)n 2.8.6.2. ÖnderiĢtirme Analizi yapılacak örneklerde analitiksel yöntemle tayin edilemiyecek kadar küçük deriĢimlerde bulunan elementleri analitiksel yöntemle ölçülebilecek seviyeye getirmede kullanılan yöntem önderiĢtirme yöntemidir. Bu amaçla çok sayıda önderiĢtirme yöntemi kullanılmaktadır. Bu yöntemlere çözücü ekstraksiyonu, çöktürme, katı yüzey üzerinde adsorpsiyon, iyon değiĢimi, flotasyon gibi yöntemler örnek olarak verilebilir26,27. Çözücü ekstraksiyonunda büyük dağılma oranları, tayin edilemiyecek kadar küçük deriĢimlerdeki maddelerin analitiksel tayinine izin verir. Kimyasal analizlerde ayırma ve önderiĢtirme iĢlemleri oldukça sık baĢvurulan yöntemlerdir. Bu yöntemlerden çözücü ekstraksiyonunun avantajı aynı adımda ikisini de sağlamasıdır21. Uygun bir ekstraktant seçimi deriĢimin birkaç kat artmasını sağlar. Diğer yandan orijinal örnekteki analit, analitiksel yöntemle tayin edilebildiği zaman bile hassasiyette büyük bir artıĢ elde edilebilir. Çözücü ekstraksiyonu yöntemiyle ön deriĢtirme daha küçük miktarlarda örneklerin kullanımını, yöntemin basitleĢmesini ve analizlerin doğruluğunu artırır. Çoğu çevresel ortamda ve doğal su örneklerinde varolan ağır metallerin deriĢimi spektrofotometrik tekniklerin tayin sınırlarının altında kaldığından, bunların giriĢim yapan diğer elementlerden ayrılması ve deriĢtirilmesi gereklidir. Bu amaçla çözücü ekstraksiyonu en çok kullanılan tekniklerden birisidir. 40 2.8.6.3. Farklı Bir Ortama Transfer Bir çözünen maddenin analitik tayinine sulu ortamda çözünen bazı maddeler giriĢim yapabilir. Çözelti ortamı istenilen analiz yönteminin uygulanmasını engelleyebilir. Çözücü analit ile aynı dalga boyunda absorpsiyon yapıyorsa ya da alev spektroskopisinde (AAS ya da AES) yüksek tuz içeriği olan deriĢik elektrolit çözeltileri vizkozite yaratıyorsa ve aleve çözeltinin düzenli injeksiyonunu engelliyorsa analiz edilecek bileĢenin farklı bir ortama alınması gerekir. Bu gibi durumlarda çözücü ekstraksiyonu giriĢim yapmayan bir ortama analitin transferini sağlar28. 2.8.7. Spektrofotometrik Tayinlerde Çözücü Ekstraksiyonu Spektofotometrik tayinlerde çözücü ekstraksiyonunun en eski uygulama yöntemi sulu çözeltiden bir organik faza ekstraksiyon ve ikinci bir sulu çözeltiye geri ekstraksiyon adımlarını içerir. Burada ekstraktant yalnızca ayırma ve deriĢtirme iĢlemi yapar. Bu yöntem uzun olmasına rağmen hala analitiksel tayinlerde kullanılmaktadır. Spektrofotometrik analizlerle çözücü ekstraksiyonunun en karakteristik kombinasyonu ekstrakte edici organik faz üzerine kurulan yöntemdir. Birçok metal iyonu ditizon ile kloroform ya da karbon tetraklorür içine ekstrakte edilebilen kompleksler oluĢturur. Bu metaller arasında ayırma ya sulu çözeltinin pH'ını değiĢtirerek ya da siyanür gibi maskeleyici bir ayıraç ilave ederek yapılabilir. Bu Ģekilde oluĢan metal ditizonat kompleksleri farklı dalga boylarında spektrofotometrik olarak tayin edilebilmektedir. Son zamanlarda belirli metal katyonlarına karĢı oldukça seçici olan makrosiklik ligandlarla (nötral crown eterler, kriptantlar ya da diğer bileĢikler) çalıĢmalar yapılmıĢtır. Buradaki ekstrakte edilen türler metal-makrosiklik katyon bileĢiği ve bir renkli anyon arasında oluĢan komplekslerdir. Bu Ģekilde oluĢan kompleks metal iyonunun spektrofotometrik olarak tayinine izin verir29,30. 41 3. ÖNCEKĠ ÇALIġMALAR Yapılan bir çalıĢmada, toryum ön konsantresi üzerinde HCl ile yapılan çözünürleĢtirme deneylerinde 200 kg/ton HCl kullanılarak 3 saatlik çözünürleĢtirme süresi sonunda toryumun %99’u çözeltiye alındığı, orijinal cevherde (EskiĢehirBeylikahır) ise bu verim aynı süre sonunda 300 kg/ton HCl kullanılarak gerçekleĢtiği belirtilmiĢtir31. Diğer bir çalıĢmada, EskiĢehir Beylikahır yöresinden alınan ve fluor içeriği %5.28 olan cevher numunesi ile argon atmosferinde 30 dk süre ve 1000 0C’de klor gazı atmosferinde yapılan klorlama deneylerinde toryumun %86’lık verimle cevherden uzaklaĢtırıldığı belirtilmiĢtir. Klor atmosferindeki sürenin 60 ve 120 dk’ya çıkarılmasıyla sırasıyla %2.0 ve %3.5’lik bir verim artıĢı tespit edilmiĢtir. Toryum veriminin %86’nın üzerinde olduğu ayrıĢtırma deneylerinde cevher içerisinde bulunan diğer nadir toprak elementlerinin de bir miktar klorlandığı tespit edilmiĢtir32. EskiĢehir-Beylikahır nadir toprak element içerikli barit ve fluorit cevherinden fluorit ve baritin kazanılması amacıyla yapılan bir çalıĢmada, tane serbestleĢmesi etüdleri sonuçlarına göre 0.3 mm altındaki cevherde yapılan sarsıntılı masa deneyleri sonucunda %85.5 BaSO4 içerikli bir konsantrenin %56 barit kazanma verimiyle elde edildiği ve elde edilen barit konsantresinin yüksek alan Ģiddetli manyetik ayırıcıdan geçirilmesi sonucu %91.3 BaSO4 içerikli (%11.3 tenör ve %0.5 kayıpla) nihai barit konsantresi elde edildiği belirtilmiĢtir. Giren cevherin %45.2’sini oluĢturan ve %60.9 CaF2 içeren sarsıntılı masa artık ve ara ürünlerinin flotasyonu sonucunda cevherin %8.2’si oranında fluorit konsantresinin %94.2 CaF2 içeriği ve %21.9 fluorit kazanım verimiyle elde edildiği belirtilmiĢtir33. EskiĢehir-Beylikahır nadir toprak element içerikli barit ve fluorit cevherinden fluoritin kazanılması amacıyla yapılan bir diğer çalıĢmada, cevher numunesi üzerinde yapılan sallantılı masa deneyleri sonucunda giriĢe göre %45.11 ağırlık ve %54.39 fluorit verimi ile %79.0 fluorit içeren bir konsantrenin elde edildiği belirtilmiĢtir. Yarı sistematik ön teknolojik nitelikteki flotasyon deneyleri sonucunda orijinal cevher giriĢine göre %33.81 fluorit verimi ile %94.0 fluorit içerikli 1. kalite konsantre, %19.18 fluorit verimi ile %78.0 fluorit içerikli 2. kalite konsantrenin elde 42 edildiği belirtilmiĢtir. Yapılan bu çalıĢma sonucunda flotasyon iĢlemi ile metalurjik nitelikteki konsantrelerin ayrıca cam seramik ve kimya sanayiinde kullanılabilecek özelliklerde konsantrelerin üretilmesinin mümkün olduğu belirtilmiĢtir34. Yapılan bir çalıĢmada, nadir toprak element içerikli barit ve fluorit numunesi flotasyon iĢlemine tabi tutulmuĢ ve bunun sonucunda elde edilen barit konsantresinin %90-93 BaSO4 tenörü ve %75.85 verimle, fluorit konsantresinin ise %90-93 CaF2 tenörü ve %60-70 verimle kazanıldığı belirtilmiĢtir35. Diğer bir çalıĢmada, ayrı ayrı fluorit ve barit ön konsantrelerinin elde edilmesi amacıyla yapılan sallantılı masa deneyleri sonucunda % 64.92 CaF2 tenörlü fluorit ön konsantresinin %72.16 CaF2 verimiyle, %85.98 BaSO4 tenörlü barit ön konsantresininde %43.75 BaSO4 verimiyle elde edildiği belirtilmiĢtir. ġlamlardaki nadir toprak oksitlerinin kazanılması amacıyla öğütme ve dekantasyon iĢlemi uygulanmıĢ sonuçta Ģlam fraksiyonuna göre %7.61 ağırlıklı bir ön konsantrenin %32.20 Nadir toprak oksit tenörlü ve %15.86 nadir toprak oksit verimiyle kazanıldığı belirtilmiĢtir36. Yapılan bir çalıĢmada, orijinal toryum cevher numunesine aktararak dağıtma ve boyuta göre sınıflandırma ile zenginleĢtirme deneyleri uygulanmıĢ 0.105 mm altındaki tanecik boyutunda tüvenan cevher giriĢine göre %41.6 oranında %1.2 toryum tenörlü ve %73.1 toryum geri kazanma verimi ile bir ön konsantre elde edildiği belirtilmiĢtir. Orijinal toryum numunesi ve elde edilen toryum konsantresi H2SO4, HNO3 ve HCl ile çözünürleĢtirme iĢlemine tabi tutulmuĢ her üç asitte de toryumun %99’luk verimle çözeltiye alındığı ve toryum ön konsantresi için kullanılan asit miktarlarının orijinal cevhere göre %30-35 oranında daha az olduğu belirtilmiĢtir37. Diğer bir çalıĢmada, Ce(III), La(III) ve Pr(III) gibi +3 değelikli nadir toprak elementlerinin 1-10-fenantrolin ve alizarin gibi ligandlarla kompleksleri oluĢturulduktan sonra sinerjik flotasyon davranıĢları incelenmiĢ ve flotasyon iĢlemi ile pH’ya bağlı bir ayırmanın mümkün olabileceği belirtilmiĢtir38. 43 Yapılan bir diğer çalıĢmada, monazit ve ksenotim içerisinde bulunan nadir toprak elementlerinin sıfır yük noktalarının (ZPC) farklılık gösterdiği tespit edilmiĢ, bu farklılığın cevher içerisinde bulunan nadir toprak elementlerinin flotasyon davranıĢlarında bir değiĢkenlik yaratabileceği belirtilmiĢtir39. Yapılan bir çalıĢmada, Çin’de bulunan Baiyunebo madeninden elde edilen ve %60.7 nadir toprak oksit tenörlü (%75 Bastnasit- %25 Monazit) cevherinden bastnasiti seçici olarak uzaklaĢtırmak amacıyla yapılan deneylerde belirtilen cevherin flotasyon iĢlemine tabi tutulduğu ve flotasyon iĢlemi esnasında az miktarda potasyum Ģapının monaziti etkili bir biçimde çöktürdüğü belirtilmiĢtir. Cevher numunesi belirtilen koĢullarda flotasyon iĢlemine tabii tutulduktan sonra %69.5 nadir toprak oksit tenörlü %97 bastnasit içeren bir konsantrenin elde edildiği belirtilmiĢtir. Burada potasyum Ģapının çöktürücü etkisi monazit üzerinde hidrolizlenmiĢ alüminyum bileĢiklerinin seçimli adsorbsiyonundan dolayı kaynaklandığı belirtilmiĢtir40. Yapılan bir çalıĢmada, bastnasit minerali ve nadir toprak elementlerinin flotasyonu için yeni bir toplayıcı olan Modifiye-Hidroksamik Asit (MOHA) kullanılmıĢ ve yapılan deneyler sonucunda MOHA’in bastnasit flotasyonunda oldukça etkin olduğu tespit edilmiĢtir. Bastnasit flotasyonunda kullanılan diğer toplayıcılarla karĢılaĢtırıldığında MOHA’in diğer toplayıcılara göre çok daha etkin bir toplayıcı olduğu sonucuna varılmıĢ ve bu toplayıcı ile yapılan flotasyon iĢlemi ile %75 nadir toprak oksit tenörlü %93-95 bastnasit içeren bir konsantrenin elde edildiği belirtilmiĢtir41. Yapılan bir çalıĢmada, bastnasit cevheri içersinde bulunan nadir toprak elementlerini konsantre etmek ve geri kazanmak amacıyla bastnasit cevherine önce H2SO4-H2O liçi uygulanmıĢ daha sonra ise Na2SO4 ile çift sülfat tuzları Ģeklinde çöktürme yoluna gidilmiĢ ve bu iĢlemler sonucunda cevher içerisinde bulunan nadir toprak elementlerinin %90’ına yakınının geri kazanıldığı belirtilmiĢtir42. Yapılan diğer bir çalıĢmada ise, ksenotim cevheri içerisinde bulunan hafif ve ağır nadir toprak elementlerinin önce H2SO4 ile çözünürleĢtirme iĢlemine tabi tutularak çözeltiye alındığı, bu Ģekilde çözeltiye alınan nadir toprak elementlerinden 44 toryumun sulu NH3 ve Na2P2O7 ile seçimli olarak uzaklaĢtırıldığı belirtilmiĢtir. Kullanılan her iki çöktürücü ile toryumun etkin bir Ģekilde uzaklaĢtırıldığı, ancak sulu NH3 ile çöktürme yapılırken toryum ile birlikte hafif nadir toprak elementlerinin de seçimli olarak çöktüğü belirtilmiĢtir. Bu iĢlemden sonra süzüntüde kalan ağır nadir toprak elementlerinin konsantre edildiği ve ortamdaki safsızlıklardan arındırmak için de H2C2O4 ile çöktürüldüğü belirilmiĢtir. Bu uygulamayla cevherden %99’luk bir geri kazanımın mümkün olabileceği belirtilmiĢtir43. Bastnasit cevherinden nadir toprak elementlerini ekstrakte etmek amacıyla kullanılan klasik metotların (örneğin H2SO4 kavurması) düĢük verimli ve de çok enerji harcamalarının yanı sıra HF ve SO2 açığa çıkmasından dolayı ciddi boyutta çevre sorunlarına neden olduğu, klorür kavurması ve devamında sıcak su liçi uygulamalarınında nadir toprak elementlerinin yaklaĢık %30’unun kaybolduğu (Bunun nedeni bastnasit bozunması esnasında oluĢan nadir toprak florürlerinin suda çözünmemesi) olumsuzluklarından yola çıkarak yapılan bir çalıĢmada, klorür kavurmasından önce ortama MgO ilave edilmiĢ, bu sayede florürün MgF2 Ģeklinde çöktürülüp ortamdan uzaklaĢtırıldığı, bu iĢlem sayesinde nadir toprak elementlerinin geri kazanımının %90 oranında arttığı ve %95 saflıkta nadir toprak oksitleri elde edildiği belirtilmiĢtir44. Yüksek saflıktaki toryum nitrat hazırlanması amacıyla yapılan bir çalıĢmada, monazit cevherinden H2SO4 liçi ve alkalinasyon iĢlemi ile Th(SO4)2.9H2O bileĢiği elde edilmiĢ, bu Ģekilde elde edilen Th(SO4)2.9H2O tuzu suda çözülmüĢ ve elde edilen çözeliye H2O2 ilave edilerek asidik ortamda toryum peroksit çökeleği elde edildiği belirtilmiĢtir. Elde edilen toryum peroksit çökeleği süzünüp yıkanmıĢ, HNO3’te çözünürleĢtirilmiĢ ve bu sayede yüksek saflıkta Th(NO3)4 çözeltisi elde edilmiĢtir. Elde edilen bu çözelti kuruluğa kadar buharlaĢtırılıp %99.5 saflıkta ThO2 elde edildiği ve yapılan analizlerde bu çökelekte diğer nadir toprak elementlerine rastlanmadığı tespit edilmiĢtir45. Fluorit içeren bir cevherden fluoriti flotasyon iĢlemiyle ayırmak ve endüstriyel fluorit konsantresi elde etmek amacıyla yapılan bir diğer çalıĢmada ise, yeni bir toplayıcı sodyum naftenat kullanılmıĢ olup yapılan deneyler sonucunda 45 sodyum naftenatın düĢük sıcaklıklarda fluorit flotasyonu için etkin bir toplayıcı olduğu sonucuna varılmıĢtır. Sodyum naftenat’ın ucuz ve doğada bol miktarda bulunan bir yağ asidi olmasından dolayı maliyeti düĢürdüğü ve bu sayede fluorit flotasyon tesislerine önemli bir katkı sağladığı ayrıca belirtilmiĢtir46. Yapılan bir çalıĢmada, fluor fiksasyonu yapılmıĢ bastnasit ve monazitte bulunan nadir toprak metallerinin klorlama yoluyla ekstraksiyonu çalıĢılmıĢtır. NH4Cl ile klorlama kinetiğinin bölgesel reaksiyon modelini izlediği ve klorlama iĢlemi hız belirleyici basamağının iç difüzyon olduğu ve aktivasyon enerjisinin 36.8 kJmol-1 olduğu belirtilmiĢtir48. Di(2-etil hekzil) fosfonat ligandının ekstraktant olararak kullanıldığı bir çalıĢmada, belirtilen ligand ile Ce(IV), Th(IV), La(III), Ce(III), Nd(III) ve Yb(III) gibi nadir toprak elementlerinin ekstraksiyon davranıĢları incelenmiĢtir. Yapılan deneylerde ekstrakte olma sırasının Ce(IV) > Th(IV) > NTE(III) olduğu tespit edilmiĢtir. Bu nedenle belirtilen ligandla Ce(IV) ve Th(IV)’un diğer +3 yüklü nadir toprak elementlerinden ayrılmalarının mümkün olduğu belirtilmiĢtir49. Th(IV)’u Ce(IV) ve Fe(III) ihtiva eden çözeltiden belirtilen iyonları ayırmak için yapılan bir çalıĢmada, tri-oktil fosfin oksit (TOPO) ile kombine edilmiĢ silikajel dolgu maddesi hazırlanmıĢ, hazırlanan bu kolondan Th(IV), Ce(IV) ve Fe(III) iyonlarını içeren çözelti geçirilidiğinde Th(IV) ve Ce(IV)’un kolon tarafından tutulduğu, Fe(III)’in ise kolondan geçtiği tespit edilmiĢtir. Kolonda tutulmuĢ olan Th(IV)’un eluasyon iĢlemi için H2SO4, Ce(IV)’un eluasyon iĢlemi için ise HCl kullanılmıĢ ve bu yöntemle etkin bir ayırma sağlandığı belirtilmiĢtir50. Yapılan bir çalıĢmada, N,N-dihekzil süksinamik asit ile modifiye edilmiĢ reçine ile asidik ortamda U(VI) ve Th(IV)’un diğer lantanidler yanında seçimli sorbsiyonları denenmiĢ ve yapılan deneyler hazırlanan modifiye reçinenin U(VI) ve Th(IV)’a yüksek oranda seçicilik gösterdiğini göstermiĢtir. Modifiye reçineye tutulmuĢ U(VI) ve Th(IV)’un desorbsiyon iĢlemi için 0.5 M (NH4)2CO3 kullanıldığı ve oldukça etkin sonuçlar alındığı belirtilmiĢtir51. 46 Diğer bir çalıĢmada, o-fenil dioksidiasetik asit ile modifiye edilmiĢ Amberlit XAD reçinesi kullanılarak çözeltiden U(VI) ve Th(IV)’un ayrılması ve önderiĢtirilmesi incelenmiĢtir. Yapılan deneylerde sulu çözeltideki U(VI) ve Th(IV) için etkin bir ayırma ve önderiĢtirme sağlandığı belirlenmiĢ olup modifiye reçinenin iyon bağlama kapasitesi U(VI) ve Th(IV) için sırasıyla 0.121 ve 0.113 mmol g-1 olduğu belirtilmiĢtir52. Yapılan bir çalıĢmada ise, N,Nl-dimetil-N,Nl-dibütil Malonamit (DMDBMA) ile modifiye edilmiĢ reçine kullanılarak Am(III), Pu(III), Pu(IV), Th(VI) ve U(VI) gibi nadir toprak elementlerinin çözeltiden ayrılmaları ve önderiĢtirilme iĢlemleri yapılmıĢtır. Yapılan deneyler sonucunda, hazırlanan modifiye reçinenin Am(III) ve Pu(III) gibi üç değerlikli aktinitlere göre Pu(IV), Th(VI) ve U(VI) gibi altı ve dört değerlikli aktinitlere daha güçlü bağlanma gösterdiği belirtilmiĢtir. Ayrıca yapılan sıyırma iĢleminde 0.01-6.00 mol/L aralığında HNO3 çözeltileri kullanılarak belirtilen aktinitlerin birbirinden ayrıldığı belirtilmiĢtir. Yapılan deneylerin devamında hazırlanan modifiye reçinenin kullanımı U(VI) tutma ölçümleriyle 30 gün bile etkinliğini yitirmediği ayrıca belirtilmiĢtir53. Yapılan bir çalıĢmada, 11,23-diformil-26,28-n-dipropoksi-25,27-dihidroksi kaliks(4)aren semikarbazit hidroklorür ile kondense edilerek 11,23-disemi karbazano-26,28-n-propoksi-25,27-dihidroksi kaliks(4)aren sentezlendiği ve bu sentezlenen bu ligand polimerik Ģelatlı reçine elde etmek üzere reçineye kovalent olarak bağlandığı belirtilmiĢtir. Hazırlanan polimerik Ģelatlı reçine ile çözeltide bulunan La(III), Ce(III), Th(IV) ve U(VI)’u birbirinden ayırma ve önderiĢtirme amaçlı kullanıldığı belirtilmiĢtir. Yapılan deneyler sonucunda, reçinenin Th(IV) için pH 2.5-4.5 aralığında, U(VI) için pH 5.5-7.0 aralığında, La(III) ve Ce(III) için ise pH 6.5-8.5 aralığında maksimum seçicilik gösterdiği belirtilmiĢtir. Sıyırma ve önderiĢtirilme çalıĢmalarında ise, La(III) ve Ce(III) için 0.01 mol/L HCl, Th(IV) için 2.0 mol/L HCl, U(VI) için ise 0.25 mol/L HCl kullanılırken yapılan deneyler sonucunda La(III), Ce(III), Th(IV) ve U(VI) için önderiĢtirme faktörleri sırasıyla 125, 130, 102 ve 108 olarak bulunduğu belirtilmiĢtir. Hazırlanan metodun monazit ve bazı standart jeolojik maddelerdeki metal iyonlarının tayin edilmesinde de kullanıldığı ayrıca belirtilmiĢtir54. 47 Diğer bir çalıĢmada, toryumu spektrofotometrik olarak tayin etmek amacıyla 5,7-diklorokinolin-8-ol sentezlendiği, toryumun pH 6.0-6.5 aralığında bu liganda baĢarıyla tutulduğu, hazırlanan bu kompleks benzofenon ile birlikte 5 mL asetonda çözündükten sonra Arsenazo(III) prosedürü kullanılarak toryum içeriğinin spektrofotometrik olarak tayin edildiği ve hazırlanan bu metodun 0.001-0.2 mg/L toryum deriĢim aralığında doğrusal olduğu belirtilmiĢtir55. Yapılan bir çalıĢmada, hekzan içerisinde çözülmüĢ di(2-etilhekzil) fosfonat ligandı kullanılarak Ce(IV), Th(IV) ve La(III), Ce(III) ve Nd(III) nadir toprak elementlerinin ekstraksiyon davranıĢları incelenmiĢ ve yapılan deneyler sonucu ekstraksiyon sırası Ce(IV) > Th(IV) > NTE(III) Ģeklinde bulunduğu ve Ce(IV)’un Th(IV)’dan ve diğer nadir topraklardan ayrılabileceği belirtilmiĢtir. Ce(IV)’un sıyırma iĢleminim ise sey-H2SO4 ve H2O2 ile yapılabileceği ayrıca belirtilmiĢtir56. Yapılan bir çalıĢmada, Çin-Baotou bölgesinden temin edilen bastnasit cevheri der-H2SO4 ile 250-300 0C’de kavurma iĢlemine tabi tutulup, kalsine ürünler suyla liç edildiği belirtilmiĢtir. Bu iĢlem sonucu Th(IV) ve NTE(III)’ları çözeltiye geçtiği, çözeltiye geçen metal iyonları 2-etilhekzil fosfinikasit-2-etilhekzil ester ile ekstraksiyon iĢlemine tabi tutularak deriĢtirme iĢlemine tabi tutulduğu ve bu sayede konsantrasyonu %99’dan yüksek 200 g/L NTE elde edildiği belirtilmiĢtir57. Yapılan bir çalıĢmada, imidazolyum temelli iyonik sıvı yani 1-oktil-3-metil imidazolyum hegzaflorofosfat ([C8mim]PF6) yapısında bulunan primer amin N1923 ile Th(IV)’un ekstraksiyon davranıĢı incelenmiĢ, transmisyon elektron mikroskobu (TEM) ile yapılan gözlemlerde Th(IV)’un ekstraksiyonu için ters misel çözünme ekstraksiyon mekanizması önerilmiĢ, ayrıca bu metod ile Th(IV)’un ekstraksiyon katsayısının diğer NTE(III) iyonlarından oldukça yüksek olduğu ve bu sayede de Th(IV)’un bu metod ile diğer nadir topraklardan ayrılabileceği belirtilmiĢtir58. Yapılan bir çalıĢmada, yeni bir monomer olan N-(o-karboksifenil) maleamik asit (CPMA) sentezlenmiĢ, yüzeyden aĢılanmıĢ iyon yerleĢtirilmiĢ polimerlerin hazırlanmasında kullanılmıĢ ve Th(IV)’a karĢı dolgu kolonları hazır hale getirilip Th(IV)’un diğer NTE’den etkili bir Ģekilde ayrıldığı belirtilmiĢtir59. 48 Yapılan bir çalıĢmada, Th(IV)’u seçici olarak önderiĢtirmek için Th(IV) yerleĢtirilmiĢ poli[etilen glikol dimetakrilat-N-metakriloil-(L)-glutamik asit sentezlendiği, eluasyon iĢlemi içinde 8.0 mol/L HNO3 kullanıldığı ve bu sayede Th(IV) bağlama kapasitesi 40.44 mg olan bir yöntem elde edildiği belirtilmiĢtir60. Yapılan bir çalıĢmada, kaliks(4)aren-o-vanilin semikarbazon ile modifiye edilmiĢ reçine kullanılarak U(VI) ve Th(IV)’un çözeltiden ayrılma koĢulları incelenmiĢ olup elde edilen optimum koĢullarda U(VI) için bağlama kapasitesi 48.734 mg/g, Th(IV) için ise 41.175 mg/g olduğu belirtilmiĢtir. Ayrıca hazırlanan modifiye reçine doğal su numunelerine, monazit kumuna ve standart jeolojik maddelere de uygulandığı ve benzer sonuçlar alındığı belirtilmiĢtir61. Yapılan bir çalıĢmada, o-vanilin semikarbazon ile modifiye edilen Amberlit XAD-4 reçinesi kullanılarak La(III), Ce(III), Th(IV) ve U(VI) iyonlarının birbirlerinden ayrılmalarında ve önderiĢtirmelerinde kullanıldığı ve oldukça etkili sonuçlar alındığı belirtilmiĢtir62. Yapılan bir çalıĢmada, N,N-dibütil malonamit ile modifiye edilmiĢ Amberlit XAD reçinesi kullanılarak çözeltiden U(VI) ve Th(IV) iyonlarının çözeltiden ayrılması ve önderiĢtirilmesi amaclanmıĢ ve U(VI) ve Th(IV)’un sentezlenen modifiye reçineye oldukça etkili olarak bir Ģekilde bağlandığı belirtilmiĢtir. Yapılan deneyler sonucu modifiye reçinenin iyon bağlama kapasitesinin U(VI) için 18.78 mg/g, Th(IV) için ise 15.74 mg/g olduğu belirtilmiĢtir63. Yapılan bir çalıĢmada, Th(IV) iyonlarının bağlanma kapasitesini ve selektivitesini önemli oranda arttıran Th(IV) yerleĢtirilmiĢ sitozan-ftalat parçacıklarının hazırlanması için yeni bir metot geliĢtirilmiĢtir. GeliĢtirilen bu metod ile Th(IV) iyonlarının çözeltiden ve Fe(III), La(III) gibi yabancı iyonların yanında selektif olarak ayrıldığı belirtilmiĢtir64. Yapılan bir çalıĢmada, N,N-dihekzil karbamoil metil fosfonik asit ile modifiye edilmiĢ Amberlit XAD-16 kullanılarak nükleer yakıt atıklarında, jeolojik ve doğal su kaynaklarında U(VI), Th(IV) ve La(III)’ın ekstraksiyon davranıĢları incelenmiĢ olup elde edilen optimum koĢullarda (pH, akıĢ hızı vs) belirtilen metal 49 iyonlarına karĢı oldukça yüksek bir ilgi olduğu ve %99.8’den yüksek verimle metal iyonu geri kazanımı sağlandığı belirtilmiĢtir65. Yapılan bir çalıĢmada, kerosen içerisindeki aliquat-336 kullanılarak Mısır monazit cevherinden Th(IV)’un %80 verimle seçici olarak ekstrakte edildiği ve %82.0 verimle eluasyon iĢlemi yapıldığı belirtilmiĢtir66. 50 4. MATERYAL VE METOT AraĢtırma kapsamında yapılan deneysel çalıĢmaları 9 ana baĢlık altında toplamak mümkündür. Bu baĢlıklar; Temin edilen cevher numunelerinin kırılıp, öğütülüp deneysel işlem için uygun tanecik boyutuna getirilmesi (-100 mesh) ve uygun tanecik boyutuna getirilmiş cevher numunelerinin elek işlemi ile homojenleştirilmes: Cevher numunelerinin öğütülmesinde Baysan Marka çeneli kırıcı ve pülverizatör kullanılmıĢtır. Belirli tanecik boyutuna getirilmiş ve homojenleştirilmiş cevher numunelerinin bileşim analizi: Cevher numunelerinde bulunan nadir toprak elementlerinin (Th(IV), Ce(IV) ve La(III)) cevher içerisindeki oranlarını belirlemek amacıyla cevher numunelerinin çözünürleĢtirme iĢlemleri HNO3-HF çözücü karıĢımında Berghow marka MWS-2 model sıcaklık ayarlı mikrodalga etüv içerisinde gerçekleĢtirilmiĢtir. Bu elementlerin tayinleri Perkin Elmer marka 2100 model ICP-OES spektrometresi kullanılarak yapılmıĢ, elde edilen sonuçlar Çizelge 4.1’de verilmiĢtir. Cevher içerisinde bulunan Barit (BaSO4) tayini Na2CO3 eritiĢi yapıldıktan sonra gravimetrik olarak, Fluorit (CaF2) tayini ise Volhard metoduyla arjantometrik olarak yapılmıĢ olup elde edilen sonuçlar Çizelge 4.1’de verilmiĢtir. Cevherde bulunan nadir toprak elementlerinin flotasyon verimlerini arttırmak amacıyla sülfürlenme işleminin yapılması ve sülfürlenme koşullarının optimizasyonu: Cevher numunelerinin sülfürleme iĢlemi Cr-Ni çeliğinden yapılmıĢ, 1,3 L iç hacim ve 2 cm et kalınlığındaki bir iç hücreye sahip, 350 0C sıcaklığa ve 250 atm basınca dayanıklı özel tasarım otoklav içerisinde gerçekleĢtirilmiĢtir. (ġekil 4.1) 51 Çizelge 4. 1. Cevher Numunelerindeki NTE, Barit ve Fluorit Oranları Cevher Numunesi 1 Cevher Numunesi 2 BileĢen Cevherdeki %si BileĢen Cevherdeki %si La(III) 1.23 La(III) 0.72 Ce(IV) 1.01 Ce(IV) 0.93 Th(IV) 0.04 Th(IV) 0.080 BaSO4 30.60 BaSO4 27.71 CaF2 32.43 CaF2 31.79 ġekil 4. 1. Sülfürlenme iĢlemlerinin yapıldığı Otoklav Sülfürlenmiş cevher numunelerinde bulunan nadir toprak elementlerinin flotasyon işlemi ile cevher yapısından ayrılıp konsantre edilmesi; flotasyon iĢleminde Denwer tipi flotasyon cihazı kullanılmıĢtır. Flotasyon iĢlemi sonrası konsantre ve artık numunelerde kalan Th(IV), Ce(IV) ve La(III) tayinleri Perkin Elmer marka 2100 model ICP-OES spektrometresi kullanılarak yapılmıĢtır. 52 Flotasyon işlemiyle cevher yapısından ayrılmış ve konsantre edilmiş nadir toprak elementlerinin çözelti ortamına alınması: bu iĢlemde sülfatlaĢtırıcı kavurma ve H2O liçi metodları kullanılmıĢ olup kavurma iĢleminde Carbolite marka tünel fırın kullanılmıĢtır. Kavurma iĢlemi sonrası çözeltiye geçen ve artıkta kalan Th(IV), Ce(IV) ve La(III) tayinleri Perkin Elmer marka 2100 model ICP-OES spektrometresi kullanılarak yapılmıĢtır. Flotasyon işlemi sonrası artık numunede kalan Fluorit (CaF2)’i cevher yapısından ayırmak amacıyla 2. flotasyon işleminin uygulanması: Bu amaçla yapılan flotasyon iĢleminde fluorit (CaF2) yüzdürülmeye çalıĢılırken, barit (BaSO4) artıkta bırakılmaya çalıĢılmıĢtır. Flotasyon iĢlemi sonrası yüzen ve artık numunelerindeki Barit (BaSO4) tayini Na2CO3 eritiĢi yapıldıktan sonra gravimetrik olarak, Fluorit (CaF2) tayini ise Volhard metoduyla arjantometrik olarak yapılmıĢtır. Flotasyon işlemleri sonucu artık numunede kalan Barit (BaSO4)’in yüksek tenörlü konsantresini elde etmek amacıyla 3. flotasyon işleminin uygulanması: Bu amaçla yapılan flotasyon iĢleminde barit (BaSO4) yüzdürülmeye çalıĢılırken, silis, demir ve cevherin diğer bileĢenleri artık numunede bırakılmaya çalıĢılmıĢtır. Flotasyon iĢlemi sonrası yüzen ve artık numunelerindeki Barit (BaSO4) tayini Na2CO3 eritiĢi yapıldıktan sonra gravimetrik olarak yapılmıĢtır. Sülfatlaştırıcı kavurma ve H2O liçi metodları ile çözelti ortamına alınmış nadir toprak sülfatlarının (Th(SO4)2, Ce(SO4)2 ve La2(SO4)3’ın ekstraksiyon davranışlarının incelenmesi: Bu amaçla daha önce sentezi ve karakterizasyonu yapılan Aza-18-Crown-6 ligandı67 ile belirtilen nadir toprak elementlerinin ekstraksiyon davranıĢları incelenmiĢ olup iĢlem öncesi ve iĢlem sonrası tayinleri sulu faz üzerinden Perkin Elmer marka 2100 model ICP-OES spektrometresi kullanılarak yapılırken, organik faz üzerinden tayinleri ise Perkin Elmer marka Lambda 35 model UV-VIS Spektrometresi kullanılarak yapılmıĢtır. Aza 18-Crown-6 ligandı ile kompleksleştirilmiş Th(IV), Ce(IV) ve La(III) için tespit edilen dalga boyunda spektorofotometrik tayin metodu önerilmesi: Bu 53 amaçla yapılan deneyler Perkin Elmer marka Lambda 35 model UV-VIS Spektrometresi kullanılarak yapılmıĢtır. 4.1. Sülfürleme ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler Sülfürleme iĢlemi, sıcaklık ve basınç ayarlı otoklav içerisinde aĢağıdaki reaksiyon gerçekleĢtirilerek yapılmıĢtır. FeS2 → FeS + S (Havasız ortamda 725 0C’de kavurma iĢlemi) 2FeS + H2SO4 → H2S(g) + Fe(SO4) Reaksiyonlardan da görüldüğü üzere sülfürleme iĢleminde sülfür kaynağı olarak pirit, asit olarak da teknik H2SO4 kullanılmıĢtır. 4.2. Flotasyon ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler 4.2.1. Nadir Toprak Elementlerinin Flotasyon ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler Toplayıcı: Z5 (Potasyum Amil Ksantat) (Merck marka) Köpürtücü: DW250 pH Ayarlayıcı: NaOH (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ 0.1 M çözeltisi) ve HNO3 (Merck marka % 65’lik HNO3’ten gerekli seyreltmeler yapılarak hazırlanmıĢ 0.1 M’lık çözeltisi) Canlandırıcı: FeCl3 (Merck marka ilgili tuzundan hazırlanan gerekli konsantrasyondaki çözeltileri) Bastırıcı: Na2SiO3 çözeltisi (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ gerekli konsantrasyondaki çözeltileri) ÇeĢme suyu 4.2.2. Fluorit Flotasyonu ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler Toplayıcı: Oleik asit (%6.3 oleik asit içeren Yağ) Köpürtücü: DW250 Barit Bastırıcı: FeC2/Tannik Asit (Merck ve Sigma Aldrich marka ilgili tuzlarından hazırlanan gerekli konsantrasyondaki çözeltileri) 54 pH Ayarlayıcı: NaOH (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ 0.1 M çözeltisi) ve HNO3 (Merck marka % 65’lik HNO3’ten gerekli seyreltmeler yapılarak hazırlanmıĢ 0.1 M’lık çözeltisi) ÇeĢme suyu 4.2.3. Barit Flotasyonu ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler Kollektör: Oleik asit (%6.3 oleik asit içeren Yağ) Köpürtücü: DW250 Silis Bastırıcı: Na2SiO3 (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ gerekli konsantrasyondaki çözeltisi) Fe Bastırıcı: NaCN (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ gerekli konsantrasyondaki çözeltisi) pH Ayarlayıcı: NaOH (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ 0.1 M çözeltisi) ve HNO3 (Merck marka % 65’lik HNO3’ten gerekli seyreltmeler yapılarak hazırlanmıĢ 0.1 M’lık çözeltisi) ÇeĢme suyu 4.3. SülfatlaĢtırıcı Kavurma-H2O liçi ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler H2SO4 (Fluka marka % 98’lik H2SO4’ten gerekli seyreltmeler yapılarak hazırlanmıĢ 0.1 M’lık çözeltisi) Bidistile saf su 4.4. Ekstraksiyon ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler Aza-18-Crown-6 Ligandı (Sentez ve karakterizasyonu yapılmıĢ67) Kloroform (Merck) Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Çözeltileri (Merck marka tuzlarından hazırlanan 10-4 M çözeltileri) KCI (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ 0,1 M çözeltisi) HNO3 (Merck marka % 65’lik HNO3’ten gerekli seyreltmeler yapılarak hazırlanmıĢ gerekli konsantrasyonlardaki çözeltileri) 55 pH Ayarlayıcı: NaOH (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ 0.1 M çözeltisi ve HNO3 (Merck marka % 65’lik HNO3’ten gerekli seyreltmeler yapılarak hazırlanmıĢ 0.1 M’lık çözeltisi) 4.5. Barit Analizinde Kullanılan Reaktifler BaCl2 (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ 0.1 M’lık çözeltisi) Susuz Na2CO3 (Merck marka) Pt Kroze Bidistile Saf Su 4.6. Fluorit Analizinde Kullanılan Reaktifler Der-HCl (Merck marka % 36.5’lik çözeltisi) Pb(NO3)2 (Merck) NaCH3COOH (Merck) HNO3 (Merck marka % 65’lik HNO3’ten gerekli seyreltmeler yapılarak hazırlanmıĢ % 5’lik çözeltisi) AgNO3 (Merck marka tuzundan hazırlanmıĢ 0.1 M’lık Çözeltisi) KSCN (Merck) FeCl3 (Merck) 4.7. ÇözünürleĢtirme ĠĢleminde Kullanılan Reaktifler % 65’lik HNO3 (Merck) HF (Sigma Aldrich) Bidistile saf su 4.8. Nadir Toprak Elementleri Standartlarının Hazırlanması ve Analizleri ÇalıĢma süresince iĢlem öncesi ve iĢlem sonrası nadir toprak elementlerinin (Th(IV), Ce(IV) ve La(III)) analizleri Perkin Elmer marka 2100 model ICP spektrometresi ile yapılmıĢtır. 56 4.8.1. Toryum (Th(IV)) Standardının Hazırlanması Toryum standardı Merck marka Th(NO3)4.5H2O tuzundan hazırlanmıĢtır. Th(IV) bakımından 100 mg/L’lik stok çözelti hazırlanmıĢ olup analizlerde 1.0, 5.0, 10.0 ve 20.0 mg/L’lik standartlar kullanılmıĢtır. 4.8.2. Seryum (Ce(III)) Standardının Hazırlanması Seryum standardı Merck marka Ce(NO3)3.6H2O tuzundan hazırlanmıĢtır. Ce(III) bakımından 1000 mg/L’lik stok çözelti hazırlanmıĢ olup analizlerde 50.0, 100.0, 150.0 ve 200.0 mg/L’lik standartlar kullanılmıĢtır. 4.8.3.Lantan (La(III)) Standardının Hazırlanması Lantan standardı Merck marka La(NO3)3 tuzundan hazırlanmıĢtır. La(III) bakımından 1000 mg/L’lik stok çözelti hazırlanmıĢ olup analizlerde 50.0, 100.0, 150.0 ve 200.0 mg/L’lik standartlar kullanılmıĢtır. Yapılan bütün deneylerde iĢlem öncesi ve iĢlem sonrası pH ölçümleri Mettler Toledo marka dijital pHmetre ile yapılmıĢtır. Flotasyon iĢlemi dıĢında yapılan bütün deneylerde bidistile saf su, standart çözeltilerin hazırlanması ve hassas analizlerde ise 1. kalite ultra saf su kullanılmıĢtır. 57 5. BULGULAR VE TARTIġMA Bu çalıĢmada, EskiĢehir Sivrihisar-Beylikahır yöresinden temin edilen nadir toprak element içerikli barit ve fluorit cevherindeki nadir toprak elementleri, barit ve fluoritin değerlendirilmesi amacıyla yapılmıĢ olup elde edilen deneysel sonuçlar aĢağıda verilmiĢtir. 5.1. Flotasyon Öncesi Optimum Sülfürleme KoĢullarının Belirlenmesi ÇalıĢmanın ilk aĢamasında temin edilen cevher numunesinden nadir toprak elementlerini ayırmak amacıyla flotasyon iĢlemi uygulanmıĢ ancak flotasyon verimlerinin oldukça düĢük seviyelerde kaldığı gözlenmiĢtir. Flotasyon verimlerinin düĢük kalmasının nedeninin cevherin minerolojik yapısından kaynaklandığı düĢünülmüĢ ve bunun çözümü amacıyla da sülfürleme iĢlemiyle flotasyon öncesi cevherin kristal yapısını değiĢtirerek belli tanecik boyutunda serbestleĢme derecesini sağlayıp68 cevher bünyesinde bulunan nadir toprak elementlerinin flotasyon verimlerini arttırmak olmuĢtur. Cevher numunesinin sülfürlenme iĢlemi sıcaklık ve basınç ayarlı özel tasarım otoklavda gerçekleĢtirilmiĢtir. Yapılan deneyler sonucunda optimum sülfürleme koĢulları tespit edilmiĢ olup elde edilen sonuçlar aĢağıda verilmiĢtir. 5.1.1. Sülfürlemede kullanılan Optimum H2S Miktarının Tespiti Yapılan deneylerde sülfürleme ortamındaki H2S miktarının flotasyon verimine etkileri incelenmiĢ olup elde edilen sonuçlar Çizelge 5.1’de verilmiĢtir. Deney Koşulları: Sülfürleme Sıcaklığı ve Süresi : 100 0C ( 1saat) -150 0C (1 Saat) Flotasyon BaĢlangıç pH’ı : 8.50 Toplayıcı Miktarı (Potasyum Amil Ksantat) : 0.2 g Köpürtücü Miktarı (DW250) : 0.5 mL Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 5.0 min 58 Çizelge 5. 1. Sülfürlemede Kullanılan Optimum H2S Miktarı Tespiti H2S miktarı Yüzen Artık (g) (g) (g) Flotasyon Verimi Konsantre Artık (%) (%) (%) La Ce Th La Ce Th La Ce Th Ana Num. 16.14 73.86 49.84 46.22 30.14 4.28 3.55 0.10 0,84 0.64 0.03 1.244 13.64 86.36 60.14 56.29 51.90 5.00 3.80 0.15 0,70 0.56 0.03 1.866 15.19 84.81 67.85 66.68 64.14 5.41 4.27 0.17 0,59 0.48 0.02 2.488 20.51 79.49 70.84 74.69 70.69 5.45 4.31 0.17 0,55 0.43 0.02 3.110 20.10 79.90 77.81 79.64 76.99 5.94 5.03 0.21 0,39 0.28 0.01 3.732 27.18 72.82 70.28 74.13 69.19 4.77 4.02 0.14 0,75 0.60 0.03 4.354 30.15 69.85 67.81 70.19 65.21 4.18 3.34 0.09 0.95 0.76 0.04 4.976 33.17 66.83 60.12 62.22 61.21 3.79 3.18 0.08 1,07 0.89 0.04 1.244 g H2S : 4.50 g FeS2 + 4.50 mL H2SO4 + 6.50 mL H2O 1.866 g H2S : 6.75 g FeS2 + 6.75 mL H2SO4 + 9.75 mL H2O 2.488 g H2S : 9.00 g FeS2 + 9.00 mL H2SO4 + 13.00 mL H2O 3.110 g H2S : 11.25 g FeS2 + 11.25 mL H2SO4 + 16.25 mL H2O 3.732 g H2S : 13.50 g FeS2 + 13.50 mL H2SO4 + 19.50 mL H2O 4.354 g H2S : 15.75 g FeS2 + 15.75 mL H2SO4 + 22.75 mL H2O 4.976 g H2S : 18.00 g FeS2 + 18.00 mL H2SO4 + 26.00 mL H2O Çizelge 5.1’de görüldüğü üzere sülfürleme iĢlemi esnasında kullanılan H2S miktarı arttıkça La(III), Ce(IV) ve Th(IV)’un flotasyon verimlerinin bir noktaya kadar arttığı ve o noktadan itibaren tekrar bir azalma gösterdiği tespit edilmiĢtir. Belirlenen koĢullarda elde edilen optimum noktada (100 g cevher numunesi için 3.110 g H2S) flotasyon verimleri La(III), Ce(IV) ve Th(IV) için sırasıyla %77.81, %79.64 ve %76.99 olup bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢlemi sonucunda elde edilen konsantredeki içerikleri sırasıyla %5.94, %5.03 ve %0.21 olduğu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.1.2. Optimum Sülfürleme Sıcaklığı ve Süresinin Tespiti Elde edilen optimum H2S miktarı koĢullarında yapılan deneylerde flotasyon verimine sülfürleme sıcaklığı ve süresinin etkileri incelenmiĢ olup elde edilen sonuçlar Çizelge 5.2’de verilmiĢtir. 59 Deney Koşulları: Sülfürlemede kullanılan H2S miktarı : 3.110 g H2S/100 g Cevher Numunesi Flotasyon BaĢlangıç pH’ı : 8.50 Toplayıcı Miktarı (Potasyum Amil Ksantat) : 0.2 g Köpürtücü Miktarı (DW250) : 0.5 mL Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 5.0 min Çizelge 5. 2. Sülfürleme Verimine Süre ve Sıcaklığının Etkisi T Yüzen Artık (0C) (g) (g) 1 20.10 2 Flotasyon Verimi Konsantre Artık (%) (%) (%) La Ce Th La Ce Th La Ce Th 79.90 77.81 79.64 76.99 5.94 5.03 0.21 0.39 0.28 0.01 16.65 83.35 78.99 80.70 78.61 6.05 5.10 0.24 0.37 0.26 0.01 3 13.26 86.74 81.61 82.70 79.75 8.44 7.54 0.28 0.31 0.23 0.01 4 12.92 87.08 85.77 84.20 81.40 9.08 8.44 0.31 0.26 0.20 0.01 1. 100 0C (1 Saat)–150 0C (1 Saat) KoĢullarında SülfürlenmiĢ Cevher Numunesi 2. 150 0C (1 Saat)–200 0C (1 Saat) KoĢullarında SülfürlenmiĢ Cevher Numunesi 3. 200 0C - (2 Saat) KoĢullarında SülfürlenmiĢ Cevher Numunesi 4. 225 0C - (2 Saat) KoĢullarında SülfürlenmiĢ Cevher Numunesi Çizelge 5.2’de görüldüğü üzere sülfürleme sıcaklığının artmasıyla La(III), Ce(IV) ve Th(IV)’un flotasyon verimlerinin arttığı tespit edilmiĢtir. (Not: Otoklavda 225 0C’nin üzerine çıkamadığımız için sıcaklığı bu seviyede tutmak zorunda kaldık). Belirlenen koĢullarda elde edilen optimum noktada flotasyon verimleri La(III), Ce(IV) ve Th(IV) için sırasıyla %85.77, %84.20 ve %81.40 olup bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢlemi sonucunda elde edilen konsantredeki tenörleri sırasıyla %9.08, %8.44ve %0.31 olduğu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. Bu aĢamada dikkatleri çeken en önemli husus sülfürleme sıcaklığının artmasıyla yüzen miktarın azalması ve buna paralel olarak elde edilen konsantredeki La(III), Ce(IV) ve Th(IV)’un tenörlerinin artmasıdır. 60 5.2. Nadir Toprak Elementlerinin Flotasyon ĠĢleminde Optimum KoĢulların Belirlenmesi Optimum sülfürleme koĢullarını belirledikten sonra Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon verimlerine pH, pülp yoğunluğu, toplayıcı miktarı ve canlandırıcı olarak Fe(III) etkilerini belirlemek amacıyla deneyler yapılmıĢ ve optimum koĢullar tespit edilmiĢtir. 5.2.1. Optimum pH Tespiti Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon verimlerine pH’ın etkisini incelemek amacıyla deneyler yapılmıĢ ve sonuçlar Çizelge 5.3’de verilmiĢtir. Deney KoĢulları: Sülfürlemede kullanılan H2S Miktarı: 3.110 g H2S /100 g Cevher Numunesi Sülfürleme Sıcaklığı: 225 0C (2 Saat) Fe(III) Miktarı: 80 mL/100 g Numune (1.00 g/L) Toplayıcı Miktarı (Potasyum Amil Ksantat) : 0.2 g Köpürtücü Miktarı (DW250) : 0.5 mL Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 5.0 min Çizelge 5. 3. Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın Flotasyon Verimlerine pH Etkisi pH Yüzen Artık (g) (g) Flotasyon Verimi Konsantre Artık (%) (%) (%) La Ce Th La Ce Th La Ce Th 8.50 15.85 84.15 89.11 90.08 88.61 4.04 5.14 0.43 0.09 0.11 0.010 9.00 21.10 78.90 93.24 93.79 92.22 3.30 4.21 0.36 0.04 0.05 0.004 9.50 21.70 78.30 93.83 94.09 92.86 3.32 4.24 0.36 0.03 0.04 0.004 10.00 20.81 79.19 86.12 87.13 90.12 3.04 3.92 0.34 0.11 0.14 0.008 10.50 20.10 79.90 72.88 78.16 86.23 2.61 3.59 0.34 0.25 0.20 0.010 11.00 20.96 79.04 71.93 72.09 80.12 2.54 3.25 0.31 0.29 0.24 0.015 Çizelge 5.3’de görüldüğü üzere, en iyi flotasyon veriminin pH 9.50’de olduğu tespit edilmiĢtir. Ancak bu pH’da yüzen madde miktarı fazla olduğundan dolayı elde edilen konsantredeki La(III), Ce(IV) ve Th(IV tenörleri pH 8.50’de elde edilen 61 konsantre tenörlerinden düĢük olduğundan en ideal pH’nın yüzen madde miktarını da göz önüne alınmasıyla 8.50 olduğu sonucuna varılmıĢtır. Görüldüğü üzere pH 9.50’de La(III), Ce(IV) ve Th(IV) için flotasyon verimleri sırasıyla %93.83, %94.09 ve %92.86 olduğu ve bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢlemi sonucunda elde edilen konsantredeki yüzdeleri sırasıyla %3.32, %4.24 ve % 0.362 olurken, pH 8.50’de elde edilen konsantredeki yüzdeleri sırasıyla %4.04, %5.14 ve %0.430 olduğu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.2.2. Optimum Pülp YoğunluğuTespiti Nadir toprak elementlerinin flotasyon iĢleminde optimum pülp yoğunluğunu belirlemek amacıyla elde edilen optimum koĢullarda deneyler yapılmıĢ olup sonuçlar Çizelge 5.4’de verilmiĢtir. Deney Koşulları: Sülfürlemede kullanılan H2S Miktarı: 3.110 g H2S /100 g Cevher Numunesi Sülfürleme Sıcaklığı: 225 0C (2 Saat) Flotasyon BaĢlangıç pH’ı : 8.50 Fe(III) Miktarı: 80 mL/100 g Numune (1000 mg/L) Toplayıcı Miktarı (Potasyum Amil Ksantat) : 0.2 g Köpürtücü Miktarı (DW250) : 0.5 mL Flotasyon Süresi : 5.0 min Çizelge 5. 4. Optimum Pülp Yoğunluğu Tespiti Pülp Yoğ. Yüzen Artık (g) (g) g/L) Flotasyon Verimi Konsantre Artık (%) (%) (%) La Ce Th La Ce Th La Ce Th 100 15.85 84.10 89.11 90.08 88.61 4.04 5.14 0.430 0.09 0.11 0.011 150 26.13 123.8 90.43 91.08 91.24 3.81 4.74 0.400 0.10 0.13 0.013 200 35.14 164.8 90.03 92.44 90.88 3.78 4.72 0.398 0.10 0.12 0.013 250 47.13 202.8 90.32 92.11 90.24 3.65 4.58 0.392 0.11 0.14 0.013 300 50.20 249.8 83.12 84.28 86.14 3.50 4.48 0.380 0.13 0.15 0.015 350 61.94 288.0 81.14 77.41 80.65 3.26 3.95 0.347 0.17 0.21 0.020 Çizelge 5.4’de görüldüğü üzere, 250 g/L pülp yoğunluğuna kadar La(III), Ce(IV) ve Th(IV) flotasyon verimlerinin değiĢmediği tespit edilmiĢ olup yüzen 62 madde oranının değiĢmesinden dolayı oluĢan konsantrelerdeki La(III), Ce(IV) ve Th(IV) tenörleri küçük farklılıklar göstermektedir. Pülp yoğunluğunun 300 g/L’e çıkmasıyla flotasyon verimlerinin azaldığı yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢ olup sonuç olarak bu numune için ideal pülp yoğunluğunun maksimum 250 g/L olduğu sonucuna varılmıĢtır. 5.2.3. Optimum Toplayıcı (Potasyum Amil Ksantat) Miktarı Tespiti La(III), Ce(IV) ve Th(IV)’un flotasyon iĢlemlerinde uygun toplayıcı miktarını tespit etmek amacıyla elde edilen optimum koĢullarda deneyler yapılmıĢ olup sonuçlar Çizelge 5.5’de verilmiĢtir. Deney Koşulları: Sülfürlemede kullanılan H2S Miktarı: 3.110 g H2S / 100 g Cevher Numunesi Sülfürleme Sıcaklığı: 225 0C (2 Saat) Flotasyon BaĢlangıç pH’ı : 8.50 Fe(III) Miktarı: 80 mL/100 g Numune (1000 mg/L) Pülp Yoğunluğu : 250 gr/L Köpürtücü Miktarı (DW250) : 0.5 mL Flotasyon Süresi : 5.0 min Çizelge 5. 5. Optimum Toplayıcı (Potasyum Amil Ksantat) Miktarı Tespiti KAX Miktar Yüzen Artık (g) (g) (g) Flot. Verimi Konsantre Artık (%) (%) (%) La Ce Th La Ce Th La Ce Th 0.10 32.12 217.8 60.13 57.81 63.21 3.29 4.09 0.367 0.19 0.25 0.021 0.15 37.94 212.0 77.28 79.94 75.12 3.54 4.23 0.381 0.15 0.18 0.017 0.20 47.13 202.8 90.32 92.11 90.24 3.65 4.58 0.392 0.11 0.14 0.013 0.25 58.24 191.7 92.68 94.09 92.41 2.97 3.43 0.307 0.13 0.16 0.015 0.30 74.21 175.7 93.27 92.47 90.68 2.54 2.92 0.267 0.16 0.20 0.018 Çizelge 5.5’de görüldüğü üzere, elde edilen optimum koĢullarda yapılan deneylerde 0.25 g toplayıcı (KAX) kullanıldığında La(III), Ce(IV) ve Th(IV)’un flotasyon verimlerinin sırasıyla %92.68, %94.09 ve %92.41 olduğu tespit edilmiĢ olup bu koĢullarda oluĢan konsantredeki tenörleri sırasıyla %2.97, %3.43 ve %0.307 olarak bulunmuĢtur. Ancak 0.20 g toplayıcı (KAX) kullanıldığında ise La(III), 63 Ce(IV) ve Th(IV)’un flotasyon verimlerinin sırasıyla %90.32, %92.11 ve %90.24 olduğu tespit edilmiĢ olup bu koĢullarda oluĢan konsantredeki tenörleri sırasıyla %3.65, %4.58 ve %0.392 olduğu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 0.2 g toplayıcı kullanıldığı zaman flotasyon verimlerinin düĢük olmasına rağmen konsantre tenörlerinin yüksek olmasının nedeni yüzen miktarın az olmasından dolayı kaynaklandığı ayrıca belirtilmelidir. 5.2.4. Flotasyon Verimine Canlandırıcı Olarak Fe(III) Etkisi La(III), Ce(IV) ve Th(IV)’un flotasyon verimlerine canladırıcı olarak Fe(III) etkisini incelemek amacıyla deneyler yapılmıĢ olup sonuçlar Çizelge 5.6’da verilmiĢtir. Deney Koşulları: Sülfürlemede kullanılan H2S Miktarı: 3.110 g H2S /100 g Cevher Numunesi Flotasyon BaĢlangıç pH’ı : 8.50 Toplayıcı Miktarı (Potasyum Amil Ksantat) : 0.2 g Köpürtücü Miktarı (DW250) : 0.5 mL Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 5.0 min Çizelge 5. 6. Flotasyon Verimine Canlandırıcı Olarak Fe(III) Etkisi Fe(III) Yüzen Artık (g) (g) 0.0 12.92 10.0 Miktarı Flot. Verimi (%) Artık (%) Konsantre (%) La Ce Th La Ce Th La Ce Th 87.08 85.77 84.20 81.40 9.08 8.44 0.306 0.26 0.20 0.010 11.60 88.40 86.74 86.43 83.87 9.33 8.52 0.332 0.21 0.17 0.009 30.0 9.40 90.60 87.57 88.55 85.21 11.15 9.70 0.370 0.18 0.13 0.007 50.0 13.26 86.74 89.30 90.45 88.81 9.65 8.72 0.355 0.17 0.14 0.007 60.0 14.12 75.88 91.28 90.97 90.06 9.43 8.63 0.347 0.19 0.16 0.007 70.0 13.82 86.18 92.10 93.88 92.25 10.60 9.72 0.363 0.16 0.12 0.006 80.0 13.88 86.12 95.46 96.19 95.14 11.00 10.35 0.370 0.15 0.11 0.005 90.0 15.70 84.30 93.98 94.37 93.18 10.77 10.01 0.356 0.17 0.13 0.006 100.0 15.36 84.64 93.79 92.27 93.15 9.51 8.69 0.348 0.19 0.15 0.007 110.0 14.69 85.31 88.22 86.45 80.93 8.67 8.11 0.296 0.29 0.22 0.011 130.0 16.25 83.75 84.46 76.78 79.25 8.34 7.09 0.279 0.32 0.27 0.011 150.0 20.22 79.78 85.11 70.66 66.08 7.62 6.17 0.188 0.41 0.32 0.019 (mg/L) 64 Çizelge 5.6’da görüldüğü üzere, canlandırıcı olarak Fe(III) etkisi belli bir noktaya kadar (80 mg/L) Fe(III) miktarı arttıkça flotasyon verimlerinin arttığı tespit edilmiĢtir. 80 mg/L Fe(III) ilavesinde La(III), Ce(IV) ve Th(IV) için elde edilen maksimum flotasyon verimleri sırasıyla %95.46, %96.19 ve %95.14 olduğu tespit edilmiĢ olup bu koĢullarda elde edilen konsantredeki tenörleri sırasıyla %11.00, %10.35 ve %0.370 olduğu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.3. Flotasyon Sonrası Elde Edilen Konsantrelerden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın Çözelti Ortamına Alınması Flotasyon sonrası elde edilen konsantrelerden nadir toprak elementlerinin çözelti ortamına alınması amacıyla sülfatlaĢtırıcı kavurma ve sonrasında yapılan liç iĢleminde ilk aĢamada H2O, ikinci aĢamada 0.1 M’lık H2SO4 çözeltisi kullanılmıĢ bu amaçla kavurma süresi ve kavurma sıcaklığına bağlı olarak deneyler yapılmıĢ ve sonuçlar Çizelge 5.7, 5.8, 5.9, 5.10, 5.11, 5.12, 5.13, 5.14, 5.15’de verilmiĢtir. Kavurma iĢlemleri Carbolite marka tünel fırında porselen krozeler içerisinde yapılmıĢtır. Çizelge 5. 7. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 300 0C’de Sürenin Etkisi H2O’ya Geçen Süre 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100 100 100 2 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100 100 100 3 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100 100 100 4 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100 100 100 5 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100 100 100 6 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100 100 100 65 Çizelge 5. 8. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 350 0C’de Sürenin Etkisi H2O’ya Geçen Süre 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100 100 100 2 3.53 4.90 5.11 4.22 4.12 5.17 92.25 90.98 89.72 3 4.40 5.73 7.32 8.39 10.44 9.26 87.21 83.83 83.42 4 4.63 7.80 7.46 8.97 10.40 10.95 86.40 81.80 81.60 5 4.59 8.03 7.48 8.76 12.31 10.46 86.65 79.76 80.21 6 5.09 10.21 7.84 9.68 12.80 13.12 85.23 76.99 79.36 Çizelge 5. 9. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 400 0C’de Sürenin Etkisi H2O’ya Geçen Süre 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 2.95 3.00 2.27 4.89 4.14 4.19 92.16 92.84 93.54 2 4.55 4.97 5.22 4.58 4.95 621 90.87 90.08 88.57 3 4.96 5.86 5.38 8.94 6.71 9.44 86.10 87.43 85.18 4 6.18 7.33 6.08 11.81 10.23 16.41 82.01 82.04 83.69 5 9.73 12.40 8.16 12.48 13.72 17.96 77.79 73.88 73.38 6 10.00 13.11 8.49 13.26 16.33 19.07 76.74 72.56 72.44 Çizelge 5. 10. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 450 0C’de Sürenin Etkisi H2O’ya Geçen Süre 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 4.66 2.49 5.13 5.66 4.03 7.04 89.68 93.48 87.83 2 6.17 6.57 7.32 7.88 7.06 789 85.95 86.37 84.79 3 9.27 8.94 10.86 13.41 12.84 10.70 77.32 78.22 78.44 4 11.46 11.65 12.77 16.00 16.31 14.10 72.54 72.04 73.13 5 11.99 15.26 13.61 19.93 20.87 19.28 68.08 64.27 67.11 6 12.05 15.29 13.63 24.48 23.97 26.85 65.47 60.74 59.52 66 Çizelge 5. 11. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 500 0C’de Sürenin Etkisi H2O’ya Geçen Süre 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 6.07 6.33 8.19 12.34 11.55 14.85 87.59 82.12 76.96 2 9.31 10.61 10.01 18.00 15.87 17.23 72.69 73.52 71.76 3 12.17 14.67 15.31 21.73 19.95 22,39 66.10 65.38 62.30 4 18.91 21.41 23.87 30.66 31.56 28.61 51.53 47.03 47.52 5 20.13 23.99 26.11 33.76 32.97 30.00 46.11 43.03 43.89 6 20.38 24.76 26.85 33.65 33.23 32.67 45.96 42.01 40.48 Çizelge 5. 12. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 550 0C’de Sürenin Etkisi Süre H2O’ya Geçen 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 14.80 15.14 11.96 29.71 29.72 31.86 55.45 55.14 56.18 2 23.07 28.09 22.51 37.88 43.22 40.43 39.05 28.69 37.06 3 26.11 28.71 26.54 37.90 45.87 46.21 36.00 25.56 27.25 4 29.13 29.44 30.61 38.11 45.80 46.66 32.76 24.76 23.77 5 30.41 31.88 29.74 40.61 48.40 49.80 29.02 19.72 20.46 6 30.77 31.83 30.00 42.89 50.02 53.22 26.34 18.15 16.78 Çizelge 5. 13. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 600 0C’de Sürenin Etkisi Süre H2O’ya Geçen 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 20.05 17.22 14.25 33.61 26.37 36.22 46.29 56.41 49.53 2 29.06 25.11 22.91 55.61 65.22 56.12 15.23 8.67 10.97 3 27.61 29.23 23.33 62.73 67.25 60.45 9.66 3.52 6.22 4 27.88 26.89 27.96 67.93 70.14 59.87 4.19 2.97 12.13 5 30.04 26.14 29.97 66.24 72.12 64.43 3.72 1.64 5.60 6 31.12 30.81 30.29 67.12 65.17 66.68 2.76 4.02 3.03 67 Çizelge 5. 14. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 650 0C’de Sürenin Etkisi H2O’ya Geçen Süre 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 19.71 18.17 23.08 69.75 60.81 66.89 11.56 22.02 10.03 2 20.64 19.88 23.29 76.94 74.73 72.94 2.42 5.39 3.27 3 20.30 16.65 20.85 77.43 75.43 75.96 2.37 7.82 3.20 4 21.28 19.93 23.16 78.06 77.89 74.76 0.66 2.18 1.08 5 20.47 26.27 25.00 78.23 77.56 73.41 1.30 0.00 1.59 6 27.31 24.48 28.96 69.45 71.27 70.99 3.24 4.25 1.04 Çizelge 5. 15. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Konsantresinin SülfatlaĢtırıcı Kavurma ĠĢlemine 700 0C’de Sürenin Etkisi H2O’ya Geçen Süre 0,1M H2SO4’e Geçen Artıkta Kalan (Saat) % Th % Ce % La % Th % Ce % La % Th % Ce % La 1 3.45 7.85 12.45 67.84 60.67 83.14 29.70 31.48 4.33 2 4.87 6.54 9.75 73.41 70.43 85.69 20.72 23.03 4.55 3 4.85 9.13 9.44 72.27 66.93 87.14 18.29 23.94 5.42 4 6.17 11.57 13.15 79.11 66.37 81.26 14.72 22.06 5.59 5 5.21 8.16 18.14 76.78 71.16 75.48 18.00 20.66 6.38 6 1.19 8.23 15.66 80.08 69.47 64.67 18.73 22.30 9.65 Çizelgelerden de görüldüğü üzere konsantredeki nadir toprak elementlerinin çözeltiye alınması için uygulanan sülfatlaĢtırıcı kavurma iĢleminde en uygun sıcaklığın 650 0C, en uygun süreninde 5 saat olduğu sonucuna varılmıĢtır. Bu koĢullarda yapılan kavurma iĢlemi sonucunda konsantredeki Th(IV)’un %98.70’i, Ce(IV)’un tamamı, La(III)’ın ise %98.41’i çözelti ortamına alındığı yapılan analizler sonucu tespit edilmiĢtir. 5.4. NTE Flotasyon ĠĢlemi Sonrası Artık Numunede Kalan Fluoritin Flotasyon ĠĢlemi ile Diğer BileĢenlerden Ayrılması ve Konsantre Edilmesi ġimdiye kadar yapılan deneylerde cevher içerisinde bulunan nadir toprak elementlerinden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon iĢlemiyle zenginleĢtirilmesi ve zenginleĢen konsantreden sülfatlaĢtırıcı kavurma metoduyla çözeltiye alma iĢlemi 68 gerçekleĢtirilmiĢtir. Bu aĢamadan sonra flotasyon iĢlemi sonrası geriye kalan artık numuneler içerisinde bulunan fluoriti (CaF2) ayırmak için ikinci bir flotasyon prosedürü geliĢtirilmeye çalıĢılmıĢtır. Bu amaçla yapılan deneylerde fluorit yüzdürülmeye çalıĢılırken, barit ve diğer bileĢenler artıkta bırakılmaya çalıĢılmıĢtır. Fluoritin flotasyon metoduyla ayrılma iĢlemine pH etkisi, toplayıcı miktarı etkisi ve bastırıcı miktarı etkisi gibi parametreler incelenmiĢ ve optimum koĢullar tespit edilmiĢtir. 5.4.1. Fluorit Flotasyonuna pH Etkisi Fluoritin flotasyon iĢlemiyle ayrılmasına pH etkisi incelenmiĢ ve yapılan analizler sonucu elde edilen sonuçlar Çizelge 5.16’da verilmiĢtir. Deney KoĢulları: Toplayıcı Miktarı (% 6.3 Oleik Asit) : 8.0 mL Bastırıcı Miktarı : 2.5 ml 50 ppm FeCl2 / 0.1 g Tannik Asit Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 3.0 min Çizelge 5. 16. Fluorit Flotasyonuna pH Etkisi Yüzen Artık pH (g) (g) 8.00 23.22 8.50 Flotasyon Verimi Yüzen Artık (%) (%) (%) Fluorit Barit Fluorit Barit Fluorit 76.78 78.2 3.75 92.97 35.26 8.99 26.41 73.59 84.9 0.00 96.38 37.35 6.88 9.00 28.33 71.67 86.6 0.00 96.59 36.31 5.90 9.50 30.27 69.73 94.6 0.00 98.85 40.61 2.75 10.00 32.24 67.76 96.0 17.76 94.27 32.27 2.73 Çizelge 5.16’da görüldüğü üzere, pH arttıkça fluorit flotasyon verimi ve yüzen miktarın arttığı tespit edilmiĢtir. Yapılan analizlerde fluorit yönünden tenörü en yüksek konsantrenin pH 9.50’de yapılan flotasyon iĢlemi sonucunda elde edildiği belirlenmiĢtir Bu pH’da yapılan flotasyon iĢleminde %98.85 saflıkta fluorit konsantresi elde edilmiĢ olup artıktaki barit tenörünün ise %40.61 olduğu tespit edilmiĢtir. 69 5.4.2. Fluorit Flotasyonuna Toplayıcı (Oleik Asit) Miktarı Etkisi Fluoritin flotasyon iĢlemiyle ayrılmasına toplayıcı miktarı etkisi incelenmiĢ ve yapılan analizler sonucu elde edilen sonuçlar Çizelge 5.17’de verilmiĢtir. Deneylerde toplayıcı olarak bir yağ asidi olan oleik asit kullanılmıĢtır. Deney KoĢulları: BaĢlangıç pH: 9.50 Bastırıcı Miktarı : 2.5 ml 50 ppm FeCl2 / 0.1 g Tannik Asit Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 3.0 min Çizelge 5. 17. Fluorit Flotasyonuna toplayıcı (oleik Asit) miktarı Etkisi Kollektör Yüzen Artık (g) (g) 0.5 15.44 1.0 Miktarı (mL) Flotasyon Verimi Yüzen Artık (%) (%) (%) Fluorit Barit Fluorit Barit Fluorit 84.56 36.9 5.82 62.98 31.23 22.55 17.56 82.44 47.2 3.25 80.93 32.64 19.11 2.0 23.31 76.69 60.7 1.70 81.64 34.48 15.36 4.0 25.08 74.92 79.9 0.00 82.99 36.10 8.01 8.0 30.27 69.73 86.6 0.00 98.85 40.61 2.75 16.0 43.33 56.67 97.8 0.00 85.93 44.91 3.07 Çizelge 5.17’de görüldüğü üzere, flotasyon iĢlemi esnasında ortama kollektör olarak ilave edilen oleik asidin miktarı arttıkça fluorit flotasyon verimini ve yüzen miktarını etkin bir Ģekilde arttığı tespit edilmiĢtir. Yapılan analizlerde fluorit tenörü en yüksek konsantrenin 8.0 ml oleik asit ilavesiyle yapılan flotasyon iĢlemi sonucunda elde edildiği tespit edilmiĢtir. Ortama ilave edilen oleik asidin miktarı arttıkça yüzen miktar arttığı için fluorit tenörünün düĢtüğü, artıktaki barit tenörünün ise %44.91’lere kadar yükseldiği tespit edilmiĢtir. 5.4.3. Fluorit Flotasyonuna Bastırıcı Miktarı Etkisi Fluoritin flotasyon iĢlemiyle ayrılmasına bastırıcı miktarı etkisi incelenmiĢ ve sonuçlar Çizelge 5.18’de verilmiĢtir. Deneylerde bastırıcı olarak FeCl2/Tannik asit karıĢımı kullanılmıĢtır. 70 Deney KoĢulları: Kullanılan Bastırıcı: 50 ppm FeCl2/0.1 g Tannik Asit BaĢlangıç pH: 9.50 Toplayıcı Miktarı : 8.0 ml % 6.3 Oleik Asit Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 3,0 min Çizelge 5. 18. Fluorit Flotasyonuna Bastırıcı Miktarı Etkisi FeCl2 Yüzen Artık (g) (g) 0.5 55.43 1.0 Miktarı (mL) Flotasyon Verimi Yüzen Artık (%) (%) (%) Fluorit Barit Fluorit Barit Fluorit 44.57 96.3 40.52 54.72 10.09 2.61 46.95 53.05 96.3 33.56 59.20 19.35 2.20 1.5 41.38 58.62 95.2 18,72 75.79 31.13 2.56 2.0 37.86 62.14 94.0 1.88 84.97 39.47 2.03 2.5 30.27 69.73 86.6 0.00 98.85 40.61 2.75 3.0 23.21 76.79 79.7 0.00 90.54 36.87 6.82 Çizelge 5.18’de görüldüğü üzere, flotasyon iĢlemi esnasında ortama ilave edilen bastırıcı (FeCl2) miktarı arttıkça fluorit flotasyon veriminin ve yüzen miktarın azaldığı, artık numunedeki barit tenörününde bir noktaya kadar arttığı tespit edilmiĢtir. Yapılan analizler sonucunda 2.5 ml FeCl2 ilavesinde yüzendeki fluorit ve artıktaki barit tenörünün en yüksek değerlere çıktığı tespit edilmiĢtir. 5.5. NTE ve Fluorit Flotasyon ĠĢlemleri Sonrası Artık Numunede Kalan Baritin Flotasyon ĠĢlemi ile Diğer BileĢenlerden Ayrılması ve Konsantre Edilmesi ġimdiye kadar yapılan deneylerde cevher içerisinde bulunan nadir toprak elementlerinden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon iĢlemiyle zenginleĢtirilmesi ve zenginleĢen konsantreden sülfatlaĢtırıcı kavurma metoduyla çözeltiye alma iĢlemi gerçekleĢtirilmiĢtir. Ayrıca bu iĢlem sonunda artık numunede kalan fluoritin barit ve diğer bileĢenlerden ikinci bir flotasyon iĢlemiyle ayrılmıĢ ve saflık derecesi oldukça yüksek konsantresi elde edilmiĢtir. Bu aĢamadan sonra flotasyon iĢlemleri sonrası geriye kalan artık numuneler içerisinde bulunan bariti (BaSO4) ayırmak için üçüncü bir flotasyon prosedürü geliĢtirilmeye çalıĢılmıĢtır. Bu amaçla yapılan deneylerde barit yüzdürülmeye çalıĢılırken, diğer bileĢenler artıkta bırakılmaya çalıĢılmıĢtır. 71 Baritin flotasyon metoduyla ayrılması ve konsantre edilmesi iĢlemine pH etkisi, toplayıcı miktarı etkisi, canlandırıcı miktarı etkisi ve bastırıcı miktarı etkisi gibi parametreler incelenmiĢ ve optimum koĢullar tespit edilmiĢtir. 5.5.1. Barit Flotasyonuna pH Etkisi Baritin flotasyon iĢlemiyle ayrılmasına pH etkisi incelenmiĢ ve yapılan analizler sonucu elde edilen sonuçlar Çizelge 5.19’da verilmiĢtir. Deney KoĢulları: Bastırıcı Miktarı (% 6.3 Oleik Asit) : 5.0 mL Silis Bastırıcı Miktarı : 1 mL 10-5 mol/L Na2SiO3 Fe Bastırıcı Miktarı: 1 mL 10-4 mol/L NaCN Canlandırıcı Miktarı : 5 mg/L Pb(II) Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 5.0 min Çizelge 5.19. Barit Flotasyonuna pH Etkisi Yüzen Artık pH (g) (g) 8.00 31.42 8.50 Flotasyon Verimi (%) % Barit Barit Yüzen Artık 68.58 66.20 83.02 18.95 42.74 57.26 78.13 73.15 15.71 9.00 49.81 55.29 85.13 68.36 10.90 9.50 55.12 44.88 90.61 65.74 8.37 10.00 60.24 39.76 98.22 65.45 1.81 Çizelge 5.19’da görüldüğü üzere, pH arttıkça barit flotasyon verimi ve yüzen miktarın arttığı tespit edilmiĢtir. Yapılan analizlerde barit yönünden tenörü en yüksek konsantrenin pH 8.0’de yapılan flotasyon iĢlemi sonucunda elde edildiği belirlenmiĢtir Bu pH’da yapılan flotasyon iĢleminde %83.02’lik saflıkta barit konsantresi elde edilmiĢtir. 72 5.5.2. Barit Flotasyonuna Kollektör Miktarı Etkisi Baritin flotasyon iĢlemiyle ayrılması ve konsantre edilmesi iĢlemine toplayıcı miktarı etkisi incelenmiĢ ve yapılan analizler sonucu elde edilen sonuçlar Çizelge 5.20’de verilmiĢtir. Deneylerde toplayıcı olarak bir yağ asidi olan oleik asit kullanılmıĢtır. Deney KoĢulları: BaĢlangıç pH: 8.00 Silikat Bastırıcı Miktarı : 1 mL 10-5 mol/L Na2SiO3 Fe Bastırıcı Miktarı: 1 mL 10-4 mol/L NaCN Canlandırıcı Miktarı: 5 mg/L Pb(II) Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi : 5.0 min Çizelge 5.20. Barit Flotasyonuna toplayıcı (Oleik Asit) miktarı Etkisi Kollektör Yüzen Artık (g) (g) 0.5 13.41 1.0 Miktarı Flotasyon Verimi (%) % Barit Barit Yüzen Artık 86.59 20.14 64.13 36.78 22.61 77.39 41.43 72.97 31.06 2.5 30.08 69.92 55.12 73.33 25.71 5.0 31.42 68.58 66.20 83.02 18.95 10.0 38.93 61.07 87.05 88.44 9.83 (mL) Çizelge 5.20’de görüldüğü üzere, flotasyon iĢlemi esnasında ortama toplayıcı olarak ilave edilen oleik asidin miktarı arttıkça barit flotasyon verimini ve yüzen miktarını etkin bir Ģekilde arttığı tespit edilmiĢtir. Yapılan analizlerde barit tenörü en yüksek konsantrenin 10.0 ml oleik asit ilavesiyle yapılan flotasyon iĢlemi sonucunda elde edildiği tespit edilmiĢtir. Bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢleminde %88.94’lük saflıkta barit konsantresi elde edilmiĢtir. Ortama ilave edilen oleik asidin miktarı arttıkça yüzen miktar arttığı için barit tenörünün düĢtüğü tespit edilmiĢtir. 5.5.3. Barit Flotasyonuna Canlandırıcı Miktarı Etkisi Baritin flotasyon iĢlemiyle ayrılmasına Canlandırıcı olarak Pb(II) miktarı etkisi incelenmiĢ ve sonuçlar Çizelge 5.21’de verilmiĢtir. 73 Deney KoĢulları: BaĢlangıç pH: 8.00 Toplayıcı Miktarı : 10.0 mL % 6.3 Oleik Asit Silis Bastırıcı Miktarı: 1 mL 10-5 mol/L Na2SiO3 Fe Bastırıcı Miktarı: 1 mL 10-4 mol/L NaCN Pülp Yoğunluğu : 100 g/L Flotasyon Süresi: 3 min Çizelge 5. 21. Barit Flotasyonuna Canlandırıcı Miktarı Etkisi Pb(II) Yüzen Artık (mg/L) (g) (g) 2.5 36.88 5.0 Flotasyon Verimi (%) % Barit Barit Yüzen Artık 63.12 81.23 88.10 7.54 38.93 61.07 87.05 88.44 6.83 7.5 39.11 60.89 89.63 90.64 5.95 10.0 40.15 59.85 92.04 91.14 5.72 12.5 40.56 59.44 91.89 90.55 5.66 Çizelge 5.21’de görüldüğü üzere, flotasyon iĢlemi esnasında ortama ilave edilen canlandırıcı (Pb(II)) miktarı arttıkça barit flotasyon veriminin ve yüzen miktarın arttığı, yüzen numunedeki barit tenörününde bir noktaya kadar arttığı tespit edilmiĢtir. Yapılan analizler sonucunda 10 mg/L Pb(II) ilavesinde yüzen numunedeki barit tenörünün %91.14’e çıktığı yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.5.3. Barit Flotasyonuna Bastırıcı Miktarı Etkisi Barit flotasyon iĢleminde cevher bünyesinde NTE ve Fluorit flotasyon iĢlemleri sonrası barit ile birlikte artık numunede kalan silis ve demirin barit flotasyonu esnasında bastırılarak yüzmelerini engellemek amacıyla sırasıyla Na2SiO3 ve NaCN çözeltileri kullanılmıĢtır. Yapılan ön deneylerde kullanılacak olan bastırıcı miktarları optimize edilmiĢ ve bu Ģekliyle deneylerde kullanılmıĢtır. 5.6. Çözelti Ortamına AlınmıĢ Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın Aza-18-Crown-6 Ligandı ile Ekstraksiyon ÇalıĢmaları Flotasyon iĢlemiyle zenginleĢtirilmiĢ ve sülfatlaĢtırıcı kavurma-H2O liçi metodlarıyla çözelti ortamına alınmıĢ nadir toprak elementlerinden Th(IV), Ce(IV) 74 ve La(III)’ın daha önceden sentez ve karakterizasyonu yapılmıĢ Aza-18-Crown-6 ligandı67 ile yapılan ekstraksiyon çalıĢmalarında, ekstraksiyon verimine temas süresi, pH, L/M oranı gibi parametreler incelenmiĢ olup optimum koĢulları tespit edilmiĢtir. Ayrıca ligand ile kompleksleĢmiĢ ve organik faza alınmıĢ Th(IV), Ce(IV) ve La(III) iyonlarının eluasyon iĢlemi için değiĢik türde ve konsantrasyonda eluentler kullanılmıĢ ve optimum eluasyon koĢulları tespit edilmiĢtir. ÇalıĢmanın devamında job yöntemiyle komplekslerin stokiyometik bileĢim oranları ve her bir metal iyonu için en uygun dalga boyunda spektrofotometrik tayin metodu geliĢtirilmiĢtir. pH fonksiyonuna bağlı olarak gerçekleĢtirilen seçici ekstraksiyon iĢlemi ile belirlenen optimum pH’da çözelti ortamında bir arada bulunan Th(IV) Ce(IV) ve La(III) iyonlarından Ce(IV) ve La(III) seçici olarak ekstrakte edilerek ayrılmıĢtır. 5.6.1. Ekstraksiyon ĠĢleminde Kullanılan Ligantın Sentez ve Karakterizasyonu Ekstraksiyon iĢleminde kullanılan Aza-18-Crown-6 (ġekil 5.1) ligandının sentez ve karaktersizasyon (HNMR, CNMR, UV ve IR) iĢlemleri daha önceden yapılan bir çalıĢmada gerçekleĢtirilmiĢtir67. Ligandın kloroform içerisinde 10-2 mol/L’lik stok çözeltisi hazırlanmıĢtır. O N O O O O ġekil 5. 1. Aza-18-Crown-6 5.6.2 Toryumun Ekstraksiyonu ġekil 5.2’de görüldüğü üzere 5.10-4 ligandın UV-VIS spektrometresindeki maksimum absorbsiyon (0.278 A) yaptığı dalga boyunun 291 nm olduğu, buna karĢın oluĢan kompleksin maksimum absorbsiyon (0.524 A) yaptığı dalga boyunun 75 ise 279 nm olduğu tespit edilmiĢtir. Elde edilen bu sonuçlar Aza-18-Crown-6-Th(IV) kompleksinin oluĢtuğunu açıkça göstermektedir. ġekil 5. 2. Aza-18-Crown-6 ve Aza-18-Crown-6-Th(IV) Kompleksinin UV-VIS Spektrumları 5.6.2.1. Optimum pH Tespiti Th(IV)’un ekstraksiyon verimine ekstraksiyon süresinin etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L Th(IV) çözeltisi 5.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 1 ve ekstraksiyon süresi 60 dk alınarak pH 2-10 arası ekstraksiyon iĢlemi uygulanmıĢ ve elde edilen sonuçlar ġekil 5.3’de verilmiĢtir. 100 80 E (%) 60 40 20 0 2 3 4 5 6 pH 7 8 9 10 ġekil 5. 3. Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda pH’ın Etkisi 76 ġekil 5.3’de görüldüğü üzere, Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun pH’ın 6-7 aralığında olduğu ve bu pH aralığında 60 min sürenin sonunda Th(IV)’un %91.23’ünün organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.2.2. Optimum Temas Süresi Tespiti Th(IV)’un ekstraksiyon verimine ekstraksiyon süresinin etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L Th(IV) çözeltisi 5.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 1 alınarak, pH 6.53’te 15, 30, 45, 60, 75, 90, 105 ve 120 min süre ile ekstraksiyon iĢlemine tabi tutulmuĢ ve bu iĢlem sonunda Th(IV)’un ekstraksiyonu için optimum temas süresi tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.4’de verilmiĢtir. 120 100 E (%) 80 60 40 20 0 15 30 45 60 75 90 105 120 Temas Süresi ġekil 5. 4. Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda Temas Süresi Etkisi ġekil 5.4’de görüldüğü üzere, Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun temas süresinin 90 min olduğu ve bu sürenin sonunda Th(IV)’un tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 77 5.6.2.3. Optimum L/M Oranı Tespiti Th(IV)’un ekstraksiyon verimine L/M oranının etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L Th(IV) çözeltisi pH 6.53’te, ve 90 dk temas süresinde konsantrasyonu 0.5.10-4 ile 6.10-4 mol/L arasında değiĢen ligant çözeltileri ile Su/Kloroform oranı 1 alınarak, ekstraksiyon iĢlemine tabi tutulmuĢ ve bu iĢlem sonunda Th(IV)’un ekstraksiyonu için optimum L/M oranı tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.5’de verilmiĢtir. 120 100 E (%) 80 60 40 20 0 0,5 1 2 3 L/M 4 5 6 ġekil 5. 5. Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda L/M Oranı Etkisi ġekil 5.5’de görüldüğü üzere, Th(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun L/M oranının 4 olduğu ve bu noktada Th(IV)’un tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.2.4. Eluasyon ĠĢleminde Optimum Eluent Konsantrasyonu Tespiti Organik fazda Aza-18-Crown-6 ligandı ile kompleks halinde bulunan Th(IV)’un eluasyon iĢlemi için yapılan deneylerde, konsantrasyonları 0.1 ile 1.0 mol/L arasında değiĢen HNO3 çözeltileri ile organik faz 15 min süre ile temas ettirilmiĢ olup eluasyon iĢlemi için en uygun eluent konsantrasyonu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.6’da verilmiĢtir. 78 120 Eluasyon (%) 100 80 60 40 20 0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1 HNO3 (mol/L) ġekil 5. 6. Th(IV)’un Eluasyon Verimine HNO3 Konsantrasyonu Etkisi ġekil 5.6’da görüldüğü üzere HNO3 konsantrasyonu arttıkça organik fazdaki Th(IV)’un eluasyon veriminin arttığı, 0.6 mol/L konsantrasyonundaki asit ile 15 min temas süresinde tamamının elue edildiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.2.5. Job Yöntemiyle Aza-18-Crown-6-Th(IV) Kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti Aza-18-Crown-6-Th(IV) kompleksinin ligand ve metal iyonunun bileĢim stokiyometrisini belirlemek amacıyla yapılan deneylerde 10-4 mol/L Th(IV) çözeltisi 4.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 0-10 arasında değiĢtirilerek, toplam hacim 10 mL olacak Ģekilde (Org+Sulu faz) karıĢımlar hazırlanmıĢ ve elde edilen optimum koĢullarda ekstraksiyon iĢlemleri yapıldıktan sonra ligand ve metal deriĢimine karĢı organik fazın UV-VIS spektrometresinde okunan absorbans değerleri grafiğe geçirilmiĢ grafiğin maksimum absorbans değerinden kompleks bileĢiğin stokiyometrisi bulunmuĢtur (ġekil 5.7). 79 0,7 0,6 Absorbans 0,5 0,4 0,3 0,2 0,1 0 1 0,9 0,8 0,7 0,6 0,5 0,4 0,3 0,2 Crown (18-6)/Crown (18-6)+Th 0,1 0 ġekil 5. 7. Aza-18-Crown-6-Th(IV) kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti ġekil 5.7’de görüldüğü üzere maksimum absorbsiyon değerinin M/L oranının 3/2 olduğu noktaya karĢılık geldiği ve bu sonuçtan kompleks bileĢiğin M3L2 yapısında olduğu sonucuna varılmıĢ olup tahmini yapı ġekil 5.8’de verilmiĢtir. O Th O O O O N Th O N O Th O O O ġekil 5. 8. Job Yöntemine Göre Aza-18-Crown-6-Th(IV) Kompleksinin Tahmini Yapısı 5.6.3. Seryumun Ekstraksiyonu ġekil 5.9’da görüldüğü üzere 5.10-4 ligandın UV-VIS spektrometresindeki maksimum absorbsiyon (0.278 A) yaptığı dalga boyunun 291 nm olduğu, buna karĢın oluĢan kompleksin maksimum absorbsiyon (0.568 A) yaptığı dalga boyunun 80 ise 289 nm olduğu tespit edilmiĢtir. Elde edilen bu sonuçlar Aza-18-Crown-6-Ce(IV) kompleksinin oluĢtuğunu açıkça göstermektedir. ġekil 5. 9. Aza-18-Crown-6 ve Aza-18-Crown-6-Ce(IV) Kompleksinin UV-VIS Spektrumları 5.6.3.1. Optimum pH Tespiti Ce(IV)’un ekstraksiyon verimine ekstraksiyon süresinin etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L Ce(IV) çözeltisi 5.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 1 ve ekstraksiyon süresi 60 min alınarak pH 2-10 arası ekstraksiyon iĢlemi uygulanmıĢ ve elde edilen sonuçlar ġekil 5.10’da verilmiĢtir. 120 100 E (%) 80 60 40 20 0 2 3 4 5 6 7 8 9 10 pH ġekil 5. 10. Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda pH’ın Etkisi 81 ġekil 5.10’da görüldüğü üzere, Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun pH’ın 9-10 aralığında olduğu ve bu pH aralığında 60 min sürenin sonunda Ce(IV)’un tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.3.2. Optimum Temas Süresi Tespiti Ce(IV)’un ekstraksiyon verimine ekstraksiyon süresinin etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L Ce(IV) çözeltisi 5.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 1 alınarak, pH 9.50’de 15, 30, 45, 60, 75, 90, 105 ve 120 min süre ile ekstraksiyon iĢlemine tabi tutulmuĢ ve bu iĢlem sonunda Ce(IV)’un ekstraksiyonu için optimum temas süresi tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.11’de verilmiĢtir. 120 100 E (%) 80 60 40 20 0 15 30 45 60 75 90 105 120 Temas Süresi ġekil 5. 11. Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda Temas Süresi Etkisi ġekil 5.11’de görüldüğü üzere, Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun temas süresinin 45 min olduğu ve bu sürenin sonunda Ce(IV)’un tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 82 5.6.3.3. Optimum L/M Oranı Tespiti Ce(IV)’un ekstraksiyon verimine L/M oranının etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L Ce(IV) çözeltisi pH 9.50’de, ve 45 dk temas süresinde konsantrasyonu 0.5.10-4 ile 6.10-4 mol/L arasında değiĢen ligant çözeltileri ile Su/Kloroform oranı 1 alınarak, ekstraksiyon iĢlemine tabi tutulmuĢ ve bu iĢlem sonunda Ce(IV)’un ekstraksiyonu için optimum L/M oranı tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.12’de verilmiĢtir. 120 100 E (%) 80 60 40 20 0 0,5 1 2 3 4 5 6 L/M ġekil 5. 12. Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda L/M Oranı Etkisi ġekil 5.12’de görüldüğü üzere, Ce(IV)’un Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun L/M oranının 2 olduğu ve bu noktada Ce(IV)’un tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.3.4. Eluasyon ĠĢleminde Optimum Eluent Konsantrasyonu Tespiti Organik fazda Aza-18-Crown-6 ligandı ile kompleks halinde bulunan Ce(IV)’un eluasyon iĢlemi yapılan deneylerde, konsantrasyonları 0.1 ile 1.0 mol/L arasında değiĢen HNO3 çözeltileri ile organik faz 15 min süre ile temas ettirilmiĢ olup eluasyon iĢlemi için en uygun eluent konsantrasyonu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.13’de verilmiĢtir. 83 120 Eluasyon (%) 100 80 60 40 20 0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1 HNO3 (mol/L) ġekil 5. 13. Ce(IV)’un Eluasyon Verimine HNO3 Konsantrasyonu Etkisi ġekil 5.13’de görüldüğü üzere HNO3 konsantrasyonu arttıkça organik fazdaki Ce(IV)’un eluasyon veriminin arttığı, 0.5 mol/L konsantrasyonundaki asit ile 15 min temas süresinde tamamının elue edildiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.3.5. Job Yöntemiyle Aza-18-Crown-6-Ce(IV) Kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti Aza-18-Crown-6-Ce(IV) kompleksinin ligand ve metal iyonunun bileĢim stokiyometrisini belirlemek amacıyla yapılan deneylerde 10-4 mol/L Ce(IV) çözeltisi 4.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 0-10 arasında değiĢtirilerek, toplam hacim 10 mL olacak Ģekilde (Org+Sulu faz) karıĢımlar hazırlanmıĢ ve elde edilen optimum koĢullarda ekstraksiyon iĢlemleri yapıldıktan sonra ligand ve metal deriĢimine karĢı organik fazın UV spektrometresinde okunan absorbans değerleri grafiğe geçirilmiĢ grafiğin maksimum absorbans değerinden kompleks bileĢiğin stokiyometrisi bulunmuĢtur (ġekil 5.14). 84 0,8 0,7 Absorbans 0,6 0,5 0,4 0,3 0,2 0,1 0 1 0,9 0,8 0,7 0,6 0,5 0,4 0,3 0,2 0,1 0 Crown (18-6)/Crown (18-6)+ Ce ġekil 5. 14. Aza-18-Crown-6-Ce(IV) kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti ġekil 5.14’de görüldüğü üzere maksimum absorbsiyon değerinin M/L oranının 1 olduğu noktaya karĢılık geldiği ve bu sonuçtan kompleks bileĢiğin ML yapısında olduğu sonucuna varılmıĢ olup tahmini yapı ġekil 5.15’de verilmiĢtir. O N O Ce O O O ġekil 5. 15. Job Yöntemine Göre Aza-18-Crown-6-Ce(IV) Kompleksinin Tahmini Yapısı 5.5.4. Lantanın Ekstraksiyonu ġekil 5.16’da görüldüğü üzere 5.10-4 ligandın UV-VIS spektrometresindeki maksimum absorbsiyon (0.278 A) yaptığı dalga boyunun 291 nm olduğu, buna karĢın oluĢan kompleksin maksimum absorbsiyon (0.498 A) yaptığı dalga boyunun 85 ise 257 nm olduğu tespit edilmiĢtir. Elde edilen bu sonuçlar Aza-18-Crown-6-La(III) kompleksinin oluĢtuğunu açıkça göstermektedir. ġekil 5. 16. Aza-18-Crown-6 ve Aza-18-Crown-6-La(III) Kompleksinin UV-VIS Spektrumları 5.6.4.1. Optimum pH Tespiti La(III)’ın ekstraksiyon verimine ekstraksiyon süresinin etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L La(III) çözeltisi 5.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 1 ve ekstraksiyon süresi 60 min alınarak pH 2-10 arası ekstraksiyon iĢlemi uygulanmıĢ ve elde edilen sonuçlar ġekil 5.17’de verilmiĢtir. 100 80 E (%) 60 40 20 0 2 3 4 5 6 7 8 9 10 pH ġekil 5. 17. La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda pH’ın Etkisi 86 ġekil 5.17’de görüldüğü üzere, La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun pH 10’da olduğu ve bu pH aralığında 60 min sürenin sonunda La(III)’ın tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.4.2. Optimum Temas Süresi Tespiti La(III)’ın ekstraksiyon verimine ekstraksiyon süresinin etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L La(III) çözeltisi 5.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 1 alınarak, pH 9.50’de 15, 30, 45, 60, 75, 90, 105 ve 120 min süre ile ekstraksiyon iĢlemine tabi tutulmuĢ ve bu iĢlem sonunda La(III)’ın ekstraksiyonu için optimum temas süresi tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.18’de verilmiĢtir. 120 100 E (%) 80 60 40 20 0 15 30 45 60 75 Temas Süresi 90 105 120 ġekil 5. 18. La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda Temas Süresi Etkisi ġekil 5.18’de görüldüğü üzere, La(III)’un Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun temas süresinin 60 min olduğu ve bu sürenin sonunda La(III)’un tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 87 5.6.4.3. Optimum L/M Oranı Tespiti La(III)’ın ekstraksiyon verimine L/M oranının etkisini incelemek amacıyla 10-4 mol/L La(III) çözeltisi pH 9.50’de, ve 60 min temas süresinde konsantrasyonu 0.5.10-4 ile 6.10-4 mol/L arasında değiĢen ligant çözeltileri ile Su/Kloroform oranı 1 alınarak ekstraksiyon iĢlemine tabi tutulmuĢ ve bu iĢlem sonunda La(III)’ın ekstraksiyonu için optimum L/M oranı tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.19’da verilmiĢtir. 120 100 E (%) 80 60 40 20 0 0,5 1 2 3 4 5 6 L/M ġekil 5. 19. La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile Ekstraksiyonunda L/M Oranı Etkisi ġekil 5.19’da görüldüğü üzere, La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ile ekstraksiyonunda en uygun L/M oranının 3 olduğu ve bu noktada La(III)’ın tamamının organik faza geçtiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.4.4. Eluasyon ĠĢleminde Optimum Eluent Konsantrasyonu Tespiti Organik fazda Aza-18-Crown-6 ligandı ile kompleks halinde bulunan La(III)’ın eluasyon iĢlemi yapılan deneylerde, konsantrasyonları 0.1 ile 1.0 mol/L arasında değiĢen HNO3 çözeltileri ile organik faz 15 min süre ile temas ettirilmiĢ olup eluasyon iĢlemi için en uygun eluent konsantrasyonu yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. Elde edilen sonuçlar ġekil 5.20’de verilmiĢtir. 88 120 Eluasyon (%) 100 80 60 40 20 0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1 HNO3 (mol/L) ġekil 5. 20. La(III)’ın Eluasyon Verimine HNO3 Konsantrasyonu Etkisi ġekil 5.20’de görüldüğü üzere HNO3 konsantrasyonu arttıkça organik fazdaki La(III)’ın eluasyon veriminin arttığı, 0.5 mol/L konsantrasyonundaki asit ile 15 dk temas süresinde tamamının elue edildiği yapılan analizler sonucunda tespit edilmiĢtir. 5.6.4.5. Job Yöntemiyle Aza-18-Crown-6-La(III) Kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti Aza-18-Crown-6-La(III) kompleksinin ligand ve metal iyonunun bileĢim stokiyometrisini belirlemek amacıyla yapılan deneylerde 10-4 mol/L La(III) çözeltisi 4.10-4 mol/L ligant çözeltisi ile Su/Kloroform oranı 0-10 arasında değiĢtirilerek, toplam hacim 10 mL olacak Ģekilde (Org+Sulu faz) karıĢımlar hazırlanmıĢ ve elde edilen optimum koĢullarda ekstraksiyon iĢlemleri yapıldıktan sonra ligand ve metal deriĢimine karĢı organik fazın UV spektrometresinde okunan absorbans değerleri grafiğe geçirilmiĢ grafiğin maksimum absorbans değerinden kompleks bileĢiğin stokiyometrisi bulunmuĢtur (ġekil 5.21). 89 0,7 0,6 Absorbans 0,5 0,4 0,3 0,2 0,1 0 1 0,9 0,8 0,7 0,6 0,5 0,4 0,3 0,2 0,1 0 Crown(18-6)/Crown (18-6)+La ġekil 5. 21. Aza-18-Crown-6-La(III) kompleksinin BileĢim Stokiyometrisi Tespiti ġekil 5.21’de görüldüğü üzere maksimum absorbsiyon değerinin M/L oranının 1 olduğu noktaya karĢılık geldiği ve bu sonuçtan kompleks bileĢiğin ML yapısında olduğu sonucuna varılmıĢ olup tahmini yapı ġekil 5.22’de verilmiĢtir. O O N La O O O ġekil 5. 22. Job Yöntemine Göre Aza-18-Crown-6-La(III) Kompleksinin Tahmini Yapısı 5.7. Aynı Çözeltide Bulunan Ce(IV), La(III) ve Th(IV)’un pH’a Bağlı Olarak Seçici Ekstraksiyonu Aynı çözeltide bir arada bulunan Th(IV), Ce(IV) ve La(III) iyonlarını ekstraksiyon yöntemiyle birbirinden ayırmak amacıyla deneyler yapılmıĢ olup elde edilen sonuçlar ġekil 5.23’te verilmiĢtir 90 100 E% 80 60 La(III) Ce(III) Th(IV) 40 20 0 2 3 4 5 6 7 8 9 10 pH ġekil 5. 23. Aynı Çözeltide Bulunan Ce(IV), La(III) ve Th(IV)’un pH’a Bağlı Olarak Seçici Ekstraksiyonu ġekil 5.23’de görüldüğü üzere, pH fonksiyonuna bağlı olarak diğer optimum koĢullarda yapılan seçici ekstraksiyon deneylerinde pH 10.0’da La(III) ve Ce(IV)’un tamamı organik faza geçerken, Th(IV)’un %3.17’sinin organik faza geçtiği ve %96.83’ünün sulu fazda kaldığı, pH 6.50’de ise Th(IV)’un tamamı organik faza geçerken, La(III) ve Ce(IV)’un sırasıyla %45.71’i ve %43.94’ünün organik faza geçtiği yapılan analizler sonunda tespit edilmiĢtir. 5.8. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) Ġyonları Ġçin Spektrofotometrik Tayin Metodu GeliĢtirilmesi 5.8.1. Spektrofotometrik Tayin Ġçin Uygun Dalga Boyu Seçimi Th(IV), Ce(IV) ve La(III) iyonlarının spektrofotometrik tayinleri için uygun dalga boyu seçmek amacıyla yapılan deneylerde belirlenen optimum ekstraksiyon koĢullarında iĢlemler yapılmıĢ ve her bir metal iyonunun Aza-18-Crown-6 ile oluĢturduğu kompleks için maksimum absorbsiyon yaptığı dalga boyları tespit edilmiĢtir (ġekil 5.2, 5.9 ve 5.16). 5.8.2. Kalibrasyon Eğrilerinin OluĢturulması Th(IV), Ce(IV) ve La(III) spektrofotometrik tayinleri için Aza-18-Crown-6 ligandının kullanılabilirliğinin incelendiği deneylerde 2.5.10-5-5.0.10-4 mol/L 91 aralığındaki Th(IV), Ce(IV) ve La(III) çözeltileri ile belirlenen optimum ekstraksiyon koĢullarında deneyler yapılmıĢtır. Metal iyonu deriĢimlerine karĢı organik fazın absorbansı grafiğe geçirilerek kalibrasyon eğrileri çizilmiĢtir. 5.8.3. GeliĢtirilen Spektrofotometrik Yöntemin Doğruluğu GeliĢtirilen spektorofotometrik yöntemin doğruluğunu tespit etmek amacıyla yapılan deneylerde, Ce(IV) ve Th(IV) içeriği belli olan IAEA (Soil-7) ve La(III) içeriği belli olan IAEA (Soil-14) standart referans madde (SRM) örneği çözünürleĢtirilmiĢ ve her bir metal iyonu için belirlenen optimum koĢullarda Aza-18Crown-6 ile ekstraksiyon iĢlemine tabi tutulup geliĢtirilen spektrofotometrik tayin metodu ve karĢılaĢtırma amaçlı ICP-OES spektrometresi ile tayin edilmiĢ olup elde edilen sonuçlar Çizelge 5.19’da verilmiĢtir. Çizelge 5. 19. SRM Örneklerinin GeliĢtirilen Spektrofotometrik Yöntemle Tayini SRM Örneği Metal Ġyonu Spektrofotometrik ICP-OES ile Sertifikalı Yöntemle Elde Edilen Yapılan Analiz Değer Analiz Sonucu (mg/kg) Sonucu (mg/kg) (mg/kg) IAEA (Soil-14) La(III) 31.8 ± 3.0 27.7 ± 1.8 28.0 IAEA (Soil-7) Ce(IV) 54.9 ± 3.5 62.0 ± 2.3 61.5 IAEA (Soil-7) Th(IV) 8.3 ± 0.4 7.7 ± 0.9 8.2 Ġstatistiksel Hesaplamalar % 95 güven seviyesinde ± ts/n 92 1/2 olarak hesaplanmıĢtır. 6. SONUÇLAR EskiĢehir Sivrihisar-Beylikahır yöresinden temin edilen ve özellikle toryum içeriğine göre ülkemiz ekonomisi açısından oldukça büyük bir öneme sahip olan nadir toprak element içerikli barit ve fluorit cevherinin değerlendirilmesi amacıyla aĢağıdaki deneysel iĢlemler uygulanmıĢtır: Nadir toprak elementlerinden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın cevher bünyesinden flotasyon iĢlemiyle ayırarak tenörü yüksek konsantrelerinin elde edilmesi, Elde edilen Th(IV), Ce(IV) ve La(III) konsantrelerinden sülfatlaĢtırıcı kavurma ve H2O liçi metodu ile Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın çözeltiye alınması, Çözeltiye alınan Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın kloroform içerisinde çözülmüĢ Aza-18-Crown-6 ligandı ile ekstraksiyon davranıĢlarının incelenmesi ve pH’a bağlı olarak seçici ayırma sağlanması, Kloroform fazında Aza-18-Crown-6 ligandı ile kompleks halinde olan Th(IV), Ce(IV) ve La(III) için spektrofotometrik tayin metodu geliĢtirilmesi, Flotasyon iĢlemi sonrası artık numunede kalan barit ve fluoritin 2. flotasyon iĢlemiyle birbirinden ayrılması ve bu sayede yüksek tenörlü konsantrelerinin elde edilmesi, amacıyla deneyler yapılmıĢ olup aĢağıdaki sonuçlar elde edilmiĢtir. Flotasyon iĢlemiyle ana cevherde bulunan nadir toprak elementlerinden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ı cevherden ayırıp konsantre etmek amacıyla belirlenen optimum koĢullarda flotasyon iĢlemi uygulanmıĢ ancak oldukça düĢük flotasyon verimleri ve dolayısıyla düĢük tenörlü konsantreler elde edilmiĢtir. Belirtilen metal iyonlarının flotasyon verimlerini artırmak amacıyla cevher numunesi flotasyon iĢlemi öncesi sülfürleme iĢlemine tabi tutulmuĢ ve flotasyon verimlerinde oldukça yüksek artıĢlar tespit edilmiĢtir. 93 Optimum sülfürleme koĢullarını belirlemek amacıyla yapılan deneylerde, H2S miktarının etkisi, ortam sıcaklığı ve sürenin etkisi incelenmiĢ, 100 g cevher numunesi için en uygun H2S miktarının 3.110 g olduğu, en uygun ortam sıcaklığı ve sürenin de 225 0C ve 2 saat olduğu tespit edilmiĢtir. Bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢlemi ile Th(IV), Ce(IV) ve La(III) için sırasıyla %81.40, %84.20 ve %85.77 flotasyon verimleriyle %0.306, %8.44 ve %9.08, tenörlerinde bir konsantre elde edilmiĢtir. Optimum flotasyon koĢullarını belirlemek amacıyla yapılan deneylerde, pH, pülp yoğunluğu, toplayıcı miktarı ve canlandırıcı olarak Fe(III) etkileri incelenmiĢtir. Optimum pH’ı belirlemek amacıyla yapılan deneylerde, pH 8.50, 9.00, 9.50, 10.00, 10.50 ve 11.00’de flotasyon iĢlemi uygulanmıĢ en yüksek flotasyon verimi pH 9,50’de elde edilmiĢtir. Bu pH’da yapılan flotasyon iĢleminde Th(IV), Ce(IV) ve La(III) için sırasıyla %92.86, %94.09 ve %93.83 flotasyon verimleriyle %0.362, %4.24 ve %3.32 tenörlerinde bir konsantre elde edilmiĢtir. Ancak bu pH’da flotasyon verimleri yüksek olmasına rağmen yüzen miktar fazla olduğu için düĢük tenörlerde konsantreler elde edilmiĢtir. pH 8.50’de flotasyon verimleri %88.61, %90.08 ve %89.11 olmasına rağmen yüzen miktar az olduğu için elde edilen konsantredeki Th(IV), Ce(IV) ve La(III) tenörleri sırasıyla %0.430, %5.14 ve %4.04 olarak tespit edilmiĢtir. Flotasyon ile zenginleĢtirme iĢleminde flotasyon verimi kadar yüzen madde miktarının azlığı da önemlidir. Bu yüzden flotasyon iĢlemi için en uygun pH’ın 8.50 olduğuna karar verilmiĢtir. Optimum pülp yoğunluğunu belirlemek amacıyla yapılan deneylerde, 250 g/L pülp yoğunluğuna kadar nadir toprak elementlerinin flotasyon verimlerinin değiĢmediği tespit edilmiĢ olup yüzen madde oranının değiĢmesinden dolayı oluĢan konsantrelerdeki Th(IV), Ce(IV) ve La(III) tenörlerinin küçük farklılıklar gösterdiği, pülp yoğunluğunun 300 g/L’e çıkmasıyla flotasyon verimlerinin azaldığı ve sonuç olarak da bu cevher numunesi için ideal pülp yoğunluğunun maksimum 250 g/L olduğu sonucuna varılmıĢtır. 94 Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon iĢleminde optimum toplayıcı (potasyum amil ksantat) miktarını tespit etmek için yapılan deneylerde, pH 8.50 ve 250 g/L pülp yoğunluğunda 0.10-0.30 g arası potasyum amil ksantat ile flotasyon iĢlemleri yapılmıĢ bu koĢullardaki en uygun potasyum amil ksantat miktarının 0.25 g olduğu tespit edilmiĢtir. Elde edilen optimum koĢullarda Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon verimleri sırasıyla %92.41, %94.09 ve %92.68 olduğu, elde edilen konsantredeki tenörlerininde %0.392, %4.58 ve %3.65 olduğu tespit edilmiĢtir. Flotasyon verimine canlandırıcı olarak Fe(III) etkisini incelemek amacıyla yapılan deneylerde, flotasyon hücresindeki konsantrasyonu 10-150 mg/L arasında olacak Ģekilde Fe(III) ilavesi yapılmıĢtır. Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyonları için en uygun Fe(III) konsantrasyonunun 80 mg/L olduğu ve bu koĢullarda yapılan flotasyon iĢleminde Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın flotasyon verimleri sırasıyla %95.14, %96.19 ve %95.46 olduğu, elde edilen konsantredeki tenörlerinin de sırasıyla %0.370, %10.35 ve %11.00 olduğu tespit edilmiĢtir. Flotasyon iĢlemi sonrası elde edilen konsantrelerden Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın çözelti ortamına alınması amacıyla sülfatlaĢtırıcı kavurma ve sonrasında H2O liçi yöntemleri kullanılmıĢ bu amaçla kavurma süresi ve kavurma sıcaklığına bağlı olarak deneyler yapılmıĢ ve optimum koĢullar tespit edilmiĢtir. Optimum kavurma sıcaklığı ve süresini belirlemek amacıyla yapılan deneylerde, konsantre numune, 300-700 0C sıcaklık aralığında ve 1-6 saat sürelerle kavurma iĢlemine tabi tutulmuĢtur. Sonuç olarak en uygun kavurma sıcaklığının 650 0C ve en uygun kavurma süresinin ise 5 saat olduğu sonucuna varılmıĢ olup bu koĢullarda yapılan deneylerde, Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın sırasıyla %98.70’i, %100’ü ve %98.41’i çözelti ortamına alınmıĢtır. Flotasyon iĢlemi sonrası artık numunede kalan fluoriti barit ve cevher yapısında bulunan diğer bileĢenlerden ayırmak ve yüksek tenörlü konsantresini elde etmek amacıyla 2. bir flotasyon iĢlemi uygulanmıĢ ve uygulanan bu yöntemde barit ve diğer bileĢenler bastırılıp, fluorit yüzdürülmeye çalıĢılmıĢtır. Yapılan deneylerde, fluorit yüzdürücü olarak oleik asit, barit bastırıcı olarak da FeCl2/Tannik asit 95 kullanılmıĢ ve oldukça önemli sonuçlar alınmıĢtır. Bu amaçla yapılan deneylerde, flotasyon verimine, pH, kollektör (yüzdürücü) miktarı ve bastırıcı miktarı etkileri gibi parametreler incelenmiĢ ve optimum koĢullar tespit edilmiĢtir. Yapılan deneylerde, fluorit flotasyonu için optimum pH’ın 9.50, optimum kollektör miktarının 8 mL %6.3’lük Oleik asit ve optimum bastırıcı miktarının ise 2.5 mL 50 mg/L FeCl2 – 0.1 g Tannik asit olduğu tespit edilmiĢtir. Bu koĢullarda yapılan deneylerde % 98.85 saflıkta fluorit konsantresi, %40.61 saflıkta da barit ön konsantresi elde edilmiĢtir. Flotasyon iĢlemleri sonucu artık numunede kalan bariti diğer bileĢenlerden (Fe ve Silis) ayırmak ve yüksek tenörlü konsantresini elde etmek amacıyla 3. bir flotasyon iĢlemi uygulanmıĢ ve uygulanan bu yöntemde barit yüzdürülüp diğer bileĢenler bastırılmıĢtır. Yapılan deneylerde barit yüzdürücü olarak oleik asit, canlandırıcı olarak Pb(II), silis bastırıcı olarak Na2SiO3 ve Fe(III)-Fe(II) bastırıcı olarak da NaCN kullanılmıĢtır. Yapılan deneylerde barit flotasyonu için optimum pH’ın 8.00, optimum kolektör miktarının 10 mL %6.3’lük Oleik asit, optimum canlandırıcı miktarının 10 mg/L Pb(II) ve optimum bastırıcı miktarlarının ise 1mL 10-4 mol/L NaCN–1 mL 10-5 mol/L Na2SiO3 olduğu sonucuna varılmıĢ olup bu koĢullarda yapılan deneylerde %91.14 saflıkta barit konsantresi elde edilmiĢtir. Çözelti ortamına alınmıĢ Th(IV), Ce(IV) ve La(III)’ın Aza-18-Crown-6 ligandı ile ekstraksiyon davranıĢlarını incelemek amacıyla deneyler yapılmıĢ, ekstraksiyon verimlerine pH, temas süresi ve L/M oranı gibi parametrelerin etkileri incelenmiĢ ve optimum koĢullar tespit edilmiĢtir. Ayrıca ekstraksiyon iĢlemi sonrası organik faza alınmıĢ metal iyonlarının eluasyon iĢlemleri için değiĢik konsantrasyonlarda HNO3 kullanılmıĢ ve optimum eluent konsantrasyonları tespit edilmiĢtir. Yapılan deneylerde, Th(IV)’un pH 6-7 aralığı, 90 min ekstraksiyon süresi ve L/M oranının 4 olduğu koĢullarda tamamının organik faza geçtiği tespit edilmiĢtir. Organik faza alınmıĢ Th(IV)’un eluasyon iĢleminde ise optimum HNO3 96 konsantrasyonunun 0.6 mol/L olduğu tespit edilmiĢ olup 15 min eluasyon süresinin sonunda tamamının elue edildiği tespit edilmiĢtir. Yapılan deneylerde, Ce(IV)’un pH 10, 60 min ekstraksiyon süresi ve L/M oranının 2 olduğu koĢullarda tamamının organik faza geçtiği tespit edilmiĢtir. Organik faza alınmıĢ Ce(IV)’un eluasyon iĢleminde ise optimum HNO3 konsantrasyonunun 0.5 mol/L olduğu tespit edilmiĢ olup 15 min eluasyon süresinin sonunda tamamının elue edildiği tespit edilmiĢtir. Yapılan deneylerde, La(III)’ın pH 10.0, 60 min ekstraksiyon süresi ve L/M oranının 3 olduğu koĢullarda tamamının organik faza ekstrakte edildiği tespit edilmiĢtir. Organik faza alınmıĢ La(III)’ın eluasyon iĢleminde ise optimum HNO3 konsantrasyonunun 0.5 mol/L olduğu tespit edilmiĢ olup 15 min eluasyon süresinin sonunda tamamının elue edildiği tespit edilmiĢtir. Her bir metal iyonunun Aza-18-Crown-6 ligandı ile olduĢturduğu kompleksin job yöntemiyle kompleks stokiyometrisini belirlemek amacıyla yapılan deneyler sonucunda Th(IV)’un L2M3, La(III) ve Ce(IV)’un ise LM stokiyometrisine uydukları tespit edilmiĢtir. pH fonksiyonuna bağlı olarak diğer optimum koĢullarda yapılan seçici ekstraksiyon deneylerinde pH 10.0’da La(III) ve Ce(IV)’un tamamı organik faza geçerken, Th(IV)’un %3.17’sinin organik faza geçtiği ve %96.83’ünün sulu fazda kaldığı, pH 6.50’de ise Th(IV)’un tamamı organik faza geçerken, La(III) ve Ce(IV)’un sırasıyla %45.71’i ve %43.94’ünün organik faza geçtiği tespit edilmiĢtir. Th(IV), Ce(IV) ve La(III) için spektrofotometrik tayin metodu geliĢtirmek amacıyla yapılan deneylerde, Aza-18-Crown-6 ligandı ile oluĢturdukları komplekslerin maksimum absorbsiyon yaptıkları dalga boyları tespit edilmiĢ ve bu dalga boylarında geliĢtirilen spektrofotometrik metod ile kantitatif tayinler yapılmıĢtır. Bu amaçla Standar referans madde (SRM) örnekleri analiz edilmiĢ ve sertifikalı değerlere oldukça yakın değerler ICP spektrometresi ile karĢılaĢtırmalı olarak ölçülmüĢtür. 97 7. KAYNAKLAR 1. Baybörü R., Kayabalı Ġ., MTA Genel Müdürlüğü, Maden Etüt ve Arama Dairesi, 1982, Ankara. 2. Çiftçi M.S., Ankara Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü Yüksek Lisans Tezi, 1984, Ankara. 3. Kaplan H., MTA Genel Müdürlüğü, Enerji Hammadde Etüt ve Arama Dairesi, 1977, Ankara. 4. Kulaksız S., Hacettepe Üniversitesi Fen Bimleri Enstitüsü Doktora Tezi, 1977, Ankara. 5. Çiftçi M.S., Kumru C., MTA Genel Müdürlüğü Maden Analizleri ve Teknolojisi Dairesi, 1982, Ankara. 6. Elgin G., MTA Genel Müdürlüğü, Maden Analizleri ve Teknolojisi Dairesi, 1983, Ankara. 7. Roskill R., The Economics of Rare Earths, 1988. 8. Kayabalı, Ġ. ve Baybörü, R., Industrial Minerals, 1993, 47. 9. TAEK, Toryum ve Türkiye'de Toryum Gerçeği, 2003. 10. Baykut, S., Yüzey Aktif Maddeler ve Fizikokimyası, 243-244 11. Önal, G., AteĢok, G., Cevher Hazırlama El Kitabı, 1994, Ġstanbul. 12. Atak, S., Flotasyon İlkeleri ve Uygulaması, 1982, Ġstanbul. 13. Aydın, I., 2001, Dicle Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü Doktora Tezi, 2001, Diyarbakır. 14. Bingöl, D., Cumhuriyet Üniversitesi Fen Bilimleri EnstitüsüYüksek Lisans Tezi, 1993, Sivas. 15. Raydberg J., Musikas C. and Choppin G. R., Marcel Dekker Inc., 1992, 1. 16. Jeffery G.H., Bassett J., Merdham T., Denney E.C., Vogel's Testbook of Quantitativ Chemical Analysis, Longman, fifth edition, 1989, 161. 17. Saito K., Taninaka I., Murakami S., Talanta, 46, 1998, 1187. 18. Baba Y., Inoue K., Hydrometallurgy, 21, 1988, 203. 19. Zhou T., Pesic B., Hydrometallurgy, 46, 1997, 37. 20. Sarangi K. , Reddy B.R., Das R.P., Hydrometallurgy, 52, 1999, 251. 98 21. Nambia D.C., Patil N.N., Shinde V.M., Separation science and Technology, 31-15, 1996, 2131. 22. Beheir S.H.G., Aziz M., Shakir S., Journal of Radioanalitycal Nuclear Chemistry, 207-1, 1996, 117. 23. Honjo B.T., Fresenius J., Analitycal Chemistry, 357, 1997, 61. 24. Pazos C, Curieses J.P.S., Coca J., Solvent Extraction and Ion Exchange, 9, 4,1991, 569. 25. Jeffery G.H., Bassett J., Mendham J., Denney R.C., Vogels Textbook of Quantitative Chemical Analysis, John Wiley & Sons, 1991, 162 New York. 26. Tao S., Shijo Y., Wu L., Lin L., Analyst, 119, 1994, 1455. 27. Khalid N., Chaudhri S. A., Saeed M. M., Ahmed J., Separation Science and Technology, 31, 2, 1996, 229. 28. Jayachandran J., Dhadke P.M., Talanta, 44, 1997, 1285. 29. Toral M. I., Richter P., Silva L., Talanta , 40, 9, 1993, 1405. 30. Abe S., Fujii K., Sone T., Analytica Chimica Acta, 293, 1994, 325. 31. Ġpekoğlu B., İstanbul Teknik Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü Doktora Tezi, 1983, Ġstanbul. 32. Kopuz B., İstanbul Teknik Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü Doktora Tezi, 1992, Ġstanbul. 33. Yüce A.E., İstanbul Teknik Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü Doktora Tezi, 1988, Ġstanbul. 34. Çiftçi M.S., MTA Dergisi, 103-104, 1985, 82,83. 35. Gündüz M, Hacettepe Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü Doktora Tezi, 1992, Ankara. 36. Önal G, İstanbul Teknik Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü Doktora Tezi, 1989, Ġstanbul. 37. Çiftçi M.S., Kumru C., MTA Genel Müdürlüğü, Maden Analizleri ve Teknoloji Daire Başkanlığı, 1985, Ankara. 38. Chamsaz M., Hosseini M.S., Arbab-Zavar M.H., Journal of Colloid İnterface Science, 256, 2002, 472-476. 39. Cheng T.V., Mineral Engineering, 13,1, 2000, 105-109 99 40. Ren J., Song S., Lopez-Valdivieso A., Lu S., İnternational Journal of Mineral Processing, 59, 2000, 237,245. 41. Ren J., Song S., Lu S., Nıu J., İnternational Journal of Mineral Processing, 10,12, 1997, 1395-1404. 42. Kul M., Topkaya Y., Karakaya Ġ., Hydrometallurgy, 93, 2008, 129-135. 43. Vijalayakshmi R., Mishra S.L., Singh H., Gupta C.K., Hydrometallurgy, 61, 2001, 75-80 44. Chi R., Zhang X., Zhu G., Zhou Z.A., Wu Y., Wang C., Yu F., Minerals Engineering, 17, 2004, 1037-1043. 45. Abrao A., Alves de Freitas A., Sequeira de Carvalho M.S., Journal of Alloys and Compounds, 323-324, 2001, 53-56. 46. Zhang Y., Song S., Minerals Engineering, 16, 2003, 597-600. 47. Sato N., Shinohara G., Kirishima A., Tochiyama O., Journal of Alloys and Compounds, 451, 2008, 669-672. 48. Zhu G., Chi R., Shi W., Xu Z., Minerals Engineering, 16, 2003, 671-674. 49. Zhao J., Zuo Y., Li D., Liu S., Journal of Alloys and Compounds, 374, 2004, 438-441. 50. Hiçsönmez Ü., Eral M., Journal of Alloys and Compounds, 271-273, 1998, 620624. 51. Subramanian M.S., Separation and Purification Technology, 2006. 52. Seyhan S., Merdivan M., Demirel N., Journal of Hazardous Materials, 152, 2008, 79-84. 53. Ansari S.A., Mohapatra P.K., Manchanda V.K., Journal of Hazardous Materials, 161, 2009, 1323-1329. 54. Jain V.K., Handa A., Pandya R., Shrivastav P., Agrawal Y.K., Reactive and Functional Polymers, 51, 2002, 101-110. 55. Preetha C.R., Mary Gladis J., Prasada Rao T., Talanta, 58, 2002, 701-709 56. Zhao J., Zuo y., Li D, Liu S., Journal of Alloys and Compounds, 374, 2004, 438441. 57. Li, D, Zuo Y., Meng S., Journal of Alloys and Compounds, 374, 2004, 431-433. 58. Zuo Y, Chen J., Li D., Separation and Purification Technology, 63, 2008, 684690. 100 59. He Q., Chang X., Wu Q., Huang X., Hu Z., Zhai Y., Analytica Chimica Acta, 605, 2007, 192-197. 60. Büyüktiryaki S., Say R., Ersöz A., Birlik E., Denizli A., Talanta, 67, 2005, 640645. 61. Jain V.K., Pandya R.A., Pillai S.G., Shrivastav P., Talanta, 70, 2006, 257-266. 62. Jain V.K., Handa A., Sait S.S., Shrivastav P., Agrawal Y.K., Analytica Chimica Acta, 429, 2001, 237-246. 63. Ansari S.A., Mohapatra P.K., Manchanda V.K., Talanta, 73, 2007, 878-885. 64. Birlik E., Büyüktiryaki S., Ersöz A., Denizli A., Say R., Separation Science and Technology, 41, 2006, 3109-3121. 65. Maheswary M.A., Subramanian M.S., Talanta, 64, 2004, 202-209. 66. Ali A.M.I., El-Nadi Y.A., Daoud J.A., Aly H.F., International of Mineral Processing, 81, 2007, 217-223. 67. Karakaplan M., Turgut Y., Aral T., HoĢgören H., Journal of Inclusion Phenomena and Macrocyclic Chemistry, 54, 2006, 315-319. 68. Ziyadanoğulları R., Aydın, F., Journal of Minerals & Materials Characterization & Engineering, 4(2), 2005, 67-73 101 8. ÖZGEÇMĠġ Kişisel Bilgiler Adı Soyadı :Ġbrahim Dolak Doğum Yeri ve Tarihi : Diyarbakır – 23/09/1981 Mesleği ve Ünvanı: Uzman Kimyager – AraĢtırma Görevlisi Yabancı Dili : Ġngilizce Adres: Dicle Üniversitesi Fen Edebiyat Fakültesi Kimya Bölümü 21280 Diyarbakır Telefon:0412 248 85 50 /3177-3085 E mail Adresi : idolak@dicle.edu.tr Eğitim ve Akademik Kariyer Lise : Ziya Gökalp Lisesi, 1995-1998 Lisans : Dicle Üniversitesi, Fen-Edebiyat Fakültesi, Kimya Bölümü, 1999-2003 Yüksek Lisans : Dicle Üniversitesi, Fen Bilimleri Enstitüsü, Kimya Anabilim Dalı, 2003-2005 Doktora : Dicle Üniversitesi, Fen Bilimleri Enstitüsü, Kimya Anabilim Dalı, 2005----- Çalıştığı Kurum/Kurumlar ve Yıl: Araştırma Görevlisi, Dicle Üniversitesi, Fen-Edebiyat Fakültesi, Kimya Bölümü, Analitik Kimya Anabilim Dalı, 2005- ----- 102