Nefelinli siyenit cevherinden lityum kazanım proseslerinin oluşturulması ile tesis tasarımı

Process development and plant design for lithium recovery from nepheline syenite ore

PDF İndir

Tez No: 987559
Yazar: ZEYNEP ÜÇERLER ÇAMUR
Danışmanlar: PROF. DR. MURAT OLGAÇ KANGAL, PROF. DR. ÖZGÜL KELEŞ
Tez Türü: Doktora
Konular: Mühendislik Bilimleri, Engineering Sciences
Anahtar Kelimeler: Belirtilmemiş.
Yıl: 2025
Dil: Türkçe
Üniversite: İstanbul Teknik Üniversitesi
Enstitü: Lisansüstü Eğitim Enstitüsü
Ana Bilim Dalı: Cevher Hazırlama Mühendisliği Ana Bilim Dalı
Bilim Dalı: Cevher Hazırlama Mühendisliği Bilim Dalı
Sayfa Sayısı: Belirtilmemiş.

Özet

Günümüzün teknolojisinde, lityum madencilik alanında oldukça önemli bir etki yaratmıştır. Elektrikli araç bataryalarında kullanılan Li-iyon pil teknolojisi, dünya çapında hali hazırda yapılan lityum türevlerinin üretimini büyük bir oranda arttırmıştır. Bu doğrultuda, madencilik faaliyetleri, cevher hazırlama ve zenginleştirme ve dolayısıyla da metalurjik prosesler ve malzeme bilimi son 15 yıl içerisinde büyük bir gelişim ile büyümüştür. Lityum, doğada elementel formda değil, mineral formlarında bulunmakta olup; bu minerallerin ekonomik olarak üretilenleri, spodümen, petalit, lepidolit, zinvaldit, hektorit, jadarit ve ambligonit şeklindedir. Bunun yanı sıra lityum, tuzlu sularda, jeotermal sularda ve salamuralarda da bulunmaktadır. Günümüzde özellikle lityum bileşikleri büyük bir oranda salamura kaynaklarından üretilmektedir. Ancak artan ihtiyaç ve talep nedeniyle, cevherden üretim de bu talebin karşılanmasında önemli bir rol oynamaktadır. Bu tez kapsamında, Türkiye'de Kırşehir ilinde bulunan Buzlukdağı yöresindeki nefelinli siyenit kayaçları içerisinde bulunan 242,57 ppm lityum içerikli yan ürünün değerlendirilmesi amaçlanmıştır. Bu doğrultuda, öncelikle tuvenan cevher, mikroskop görüntülemeleri, mineral birliktelikleri, modal mineraloji ve serbestleşme analizleri ile detaylıca incelenmiştir. X-ışını difraksiyon ve modal mineraloji analizleri ile numune içerisinde esas olarak %28 nefelin, %43 mikroklin, %16 albit, %4 biyotit ve %9 diğer mineraller tespit edilmiştir. Lityum içeriğinin tespiti ise, enerji dağılım spektroskopisi kullanılarak yapılmış olup, biyotitin kimyasal yapısında jeolojik oluşumlar ile belli oranda lityum bulunduğu tespit edilmiştir. Bu doğrultuda, hali hazırda BS Yatırım A.Ş.'ye ait nefelin zenginleştirme tesisinde atık olarak atılan biyotitin değerlendirilmesi amaçlanmıştır. Böylelikle büyük oranda ekonomik değer arzeden atık numunesi de değrlendirilerek ekonomiye fayda sağlanması hedeflenmiştir. -4 mm boyutunda tesisten temin edilen tuvenan cevher, boyut gruplarına ayrılarak manyetik ayırmaya tabi tutulmuş ve ürünler analiz edilerek biyotit esaslı yüksek lityum içerikli manyetik ürünler elde edilmiştir. Ancak serbestleşme sorunundan ötürü numunelerin daha ince boyutlara öğütülmesi gerekmiştir. Manyetik ayırma prosesi ardından -500 ve -300 m boyutlarına ayrı ayrı öğütülerek her iki boyut altındaki numuneler boyut gruplarına ayrılarak ENG Mineral Teknolojilerine ait yüksek alan şiddetli kuru bir manyetik ayırıcı olan Roll Manyetik ayırıcıda zenginleştirme proseslerine tabi tutularak lityum içerikleri açısından değerlendirilmiş ve en iyi boyut grubunun -300 m olduğu tespit edilmiştir. Manyetik ayırma deneyleri ile korelasyon içerisinde tuvenan cevher üzerinden flotasyon testleri gerçekleştirilmiş ve DAHC, Der A4 ve Derna 7 olmak üzere üç farklı kollektör ile flotasyon testleri -500, -500+75, -500+53, -500+38, -300, -300+75, -300+53 ve -300+53 m boyut grubu numuneler ile gerçekleştirilmiştir. Bu sonuçlar doğrultusunda, en yüksek lityum içeriği ve kazanma verimi -300+75 m boyut grubu ile kollektör olarak Der A4'ün kullanımı ile elde edilerek 4465 ppm Li içeriğine ulaşılmıştır. Daha sonra pH optimizasyonu amacıyla pH 2,5; 4; 6,5 ve 9,5'ta -300+75 m boyut grubu ve Der A4 ile deneyler gerçekleştirilerek en yüksek Li içeriğinin pH 4'te elde edildiği belirlenmiş ve 5276 ppm Li içeriğine ulaşılmıştır. Bunun yanı sıra, optimize edilmiş koşullar altında bastırıcı olarak kullanılan sodyum silikatın etkisi incelenmiş olup 500 g/t Na2SiO3'ın en etkin dozaj olduğu belirlenmiştir. Optimize edilen -300+75 m boyut grubu ile flotasyon öncesinde manyetik ayırma testleri Roll Manyetik ayırıcı ve ENG Mineral Teknolojilerine ait yüksek alan şiddetli yaş SLON tipi manyetik ayırıcı ile gerçekleştirilerek yaş ve kuru manyetik ayırmanın etkisi incelenmiştir. Bu deneyler doğrultusunda, kuru manyetik ayırıcı ile %62 verim ile 850-1000 ppm arasında Li içeren bir manyetik ürün eldesi sağlanırken, yaş manyetik ayırmada ise içerik 550-600 ppm Li arasında sınırlı kalmıştır. -75 m boyutundaki numune ise ortalama olarak 210 ppm Li içermekte olup, SLON tipi ve bantlı yüksek alan şiddetli yaş manyetik ayırıcılar ile testlere tabi tutulmuştur. SLON tipi manyetik ayırıcı ile 700-750 ppm arasında değişen Li içerikli manyetik ürün elde edilirken, bantlı manyetik ayırıcı ile 500 ppm Li ile sınırlı kalmıştır. 850-1000 ppm arasında Li içeren manyetik ürün daha sonrasında, optimize edilen flotasyon koşullarında pH'nın etkisinin incelendiği deneylere tabi tutularak, 6350 ppm Li içerikli ve %80 Li kazanma verimi ile bir konsantre eldesi pH 4'te sağlanmıştır. -75 m malzeme ise, konvensiyonel flotasyona tabi tutularak 1711 ppm Li içerikli konsantre %66,1 Li kazanma verimi ile elde edilmiştir. Bunun yanı sıra, manyetik ürüne uygulanan flotasyon deneylerinde üç kademe flotasyon yapılmış olup her kademede 20 g/t Der A4 kullanılmıştır. Sonuç olarak, zenginleştirme proseslerinin bütünü açısından, manyetik ayırma veya flotasyon proseslerinin tek başına değil, kombinasyon şeklinde uygulanması ile yüksek lityum içerikli konsantre eldesi sağlanmıştır. Elde edilen konsantre, detaylı analizler ile karakterize edilmiştir. Mineral serbestleşme analizi, mineral birliktelikleri modal mineraloji, XRD ve kimyasal analizler gibi analizler ile elde edilen biyotit konsantresi tanımlanmıştır. XRD analizinde majör olarak biyotit ve albit mineralleri tespit edilmiştir. Modal mineraloji analizine göre ise elde edilen konsantre %92 oranında biyotit mineralinden oluşmakta olup, içerisinde çok az miktarda albit, mikroklin ve nefelin mineralleri tespit edilmiştir. Buna ek olarak, serbestleşme derecesine bakıldığında ise, %94 oranında serbest biyotit tanelerinden oluşan bir ürün elde edildiği belirlenmiştir. Mineral birlikteliklerinde ise, ikili kenetli tane birlikteliklerinde özellikle nefelin ve albit ile kenetli yapılarda, üçlü+ kenetli tanelere bakıldığında ise, yüksek oranda mikroklin, nefelin, muskovit, Fe-oksitler ve florit ile bulunduğu gözlemlenmiştir. Bunun ardından, pratikte uygulanabilirliği incelenen kollektör ile yüzey testleri gerçekleştirilerek, kimyasalların farklı pH'larda ve farklı konsantrasyonlarda yüzey gerilimleri, saf biyotit yüzeyi ile farklı konsantrasyon ve pH'larda temas açısı ölçümleri ve saf biyotit ile değişken pH ve konsantrasyon değerlerinde elektro kinetik potansiyel ölçümleri gerçekleştirilmiştir. Ayrıca kimyasal ile tane arasında gerçekleşen adsorpsiyon mekanizmasının açıklanması amacıyla da FTIR spektrometreleri çekilmiş ve fiziksel veya kimyasal adsorpsiyon varlığı tartışılmıştır. Yapılan bu deneyler, pratikte uygulanan prosesin bilimsel bir gerçekliğe dayandırılması amacıyla gerçekleştirilmiştir. Gerçekleştirilen yüzey testleri ile pratikte elde edilen deneysel sonuçlar, oldukça uyumlu olup, en etkili kimyasalın Der A4 olduğu deney sonuçları ile tespit edilmiştir. Tüm yüzey testleri ve FTIR spektrum sonuçlarına dayalı olarak tüm kollektörlerin biyotit tanelerinin yüzeyleri ile fiziksel adsorpsiyon yaptığı belirlenmiştir. Ardından optimum flotasyon koşullarında flotasyon kinetik testleri gerçekleştirilmiş ve ayırma etkinliği indeksi belirlenmiştir. Deney, 60 g/t Der A4'ün pH 4'te uygulanması ile, 15-30-45-60-90-120-240-480 ve 600.saniyelerde köpük alımı ve yüzen ürünlerin lityum içeriklerine bağlı olarak flotasyon süresi ve uyumlu olduğu kinetik model belirlenmiştir. Deney sonuçlarına bağlı olarak en uygun köpük alım süresi 4 dakika olarak belirlenirken, kinetik testlerine göre birinci dereceden modelin proses ile en uyumlu flotasyon kinetik modeli olduğu hesaplamalar sonucunda ortaya konmuştur. 6350 ppm Li içeren konsantre çözeltiye alınabilmesi amacıyla üç farklı metalurjik proses kombinasyonu ile çözeltiye en etkin şekilde alınmaya çalışılmıştır. Bu prosesler kavurma+su liçi, asit liçi ve mekanik aktivasyon+asit liçi şeklindedir. Kavurma ve su liçi prosesinde, beslenen konsantrenin tane boyutu, kavurma sıcaklığı, süresi ve konsantre/katkı maddesi oranlarının etkisi incelenmiş olup, katkı maddesi olarak CaSO4.1/2H2O kullanılmıştır. Optimize edilen kavurma koşullarının ardından, liç sıcaklığı, süresi ve katı/sıvı oranı optimize edilerek nihai koşullar ortaya konmuştur. -106 m beslenen katı boyutu, 1100oC kavurma sıcaklığı, 60 dk kavurma süresi ve 1:1 konsantre:katkı maddesi oranında ve 60oC liç sıcaklığı, 60 dk liç süresi ve 1:10 katı:sıvı oranı ile, %97,5 Li ekstraksiyon verimi ile lityum çözeltiye alınmıştır. Doğrudan asit liçi prosesinde ise, sülfürik asit kullanılmıştır. Beslenen katı tane boyutu, asit konsantrasyonu, liç süresi ve liç sıcaklığı optimize edilmiş ve -106 m besleme boyutu, 1,75 mol/L asit konsantrasyonu, 90oC liç sıcaklığı, 60 dk liç süresi ve 1:15 katı/sıvı uygulanması ile, %61,9 lityum çözünme verimi ile lityum çözeltiye alınmıştır. Asit liçi prosesinin tek başına uygulanması, mineralin kristal kafes yapısında bulunan Al-O, Si-O bağlarının kırılamaması sebebiyle yeterli düzeyde gerçekleştirilememiştir. Asit liçi prosesinin etkinliğinin artması ve yüksek enerji sarfiyatı ile işletme koşulları olan kavurma prosesine daha ekonomik alternatif bir yöntem olan mekanik aktivasyon+asit liçinin etkisi incelenmiştir. Mekanik aktivasyon prosesinde, karıştırmalı değirmen kullanışmış olup, dönüş hızı, dönüş süresi ve bilya/konsantre oranı optimize edilmiştir. Bu optimizasyon testleri esnasında uygulanan asit konsantrasyonu çok düşük olup, 0,25 mol/L'dir ve yaklaşık %60 Li çözünme verimi elde edilmiştir. Asit liçi ile karşılaştırma yapıldığında ise aynı çözünme veriminin 1,75 mol/L asit konsantrasyonunda elde edildiği belirlenmiştir. Aktivasyon süresinin incelendiği deneyler ise, 15-30-45-60-90-120 dk olmak üzere incelenmiş olup, 0,25 mol/L asit konsantrasyonunda, 60oC liç sıcaklığı, 60 dk liç süresi ve 1:10 katı:sıvı oranı ile liç edilmiştir. Bu deneyler sonucunda 60 dk'ya kadar lityum çözünme verimi yükselmiş olup ardından sabit kalmıştır. Aktivasyon süresine bağlı aktive ürünlere XRD analizi gerçekleştirilmiş olup, kristalinite oranları belirlenmiş ve 60 dk aktivasyon süresinde kristal yapının bozulduğu ve amorflaşmaya başladığı belirlenmiştir. Aynı zamanda 30-60-90 dk aktivasyon sonucunda elde edilen aktive ürünlerin FTIR spektrumları incelendiğinde, aktivasyon süreleri arttıkça, Al-O, Si-O-Si bantlarında ve OH-gerilmelerinde değişimler gözlemlenmiş ve piklerin genişlediği ve bağların zayıfladığı belirlenmiştir. Mekanik aktivasyon koşulları optimize edildikten sonra ise, asit liçi koşulları (asit konsantrasyonu, liç sıcaklığı, liç süresi ve katı/sıvı oranı optimize edilmiştir. 55Hz aktivasyon hızı, 60 dk aktivasyon süresi, 66,7:1 bilya:katı oranı, 1 mol/L asit konsantrasyonu, 120 dk liç süresi, 60oC liç sıcaklığı ve 1:25 katı:sıvı oranı optimum koşullar olarak belirlenmiş ve %91 lityum çözünme verimi ile lityum çözeltiye alınmıştır. Nihai olarak, özellikle boyut küçültme, fiziksel ve fizikokimyasal zenginleştirmenin mevcut olduğu zenginleştirme proses akım şeması Usim Pac Modelleme ve Simülasyon programı ile oluşturulmuştur. Deneysel sonuçlar, fraksiyonel lityum analizleri ve elek analizi sonuçları ile program bünyesindeki uygun model seçimleri ile modellenmiş ve simüle edilmiştir. Deney sonuçları ile uyumlu simülasyon sonuçlarının eldesinin ardından ise, zenginleştirme deneylerinde incelenen bazı parametreler değiştirilerek proses tekrar simüle edilmiş ve nihai konsantre eldesindeki değişimler yorumlanmıştır.

Özet (Çeviri)

In contemporary technology, lithium has a major impact on the field of mining. The lithium-ion battery technology used in electric vehicle batteries has significantly increased global production of lithium derivatives. Consequently, mining operations, ore preparation and beneficiation, and therefore metallurgical processes and materials science, have experienced substantial growth and development over the past fifteen years. Lithium does not occur in its elemental form in nature but is found in mineral forms. The economically important lithium-bearing minerals include spodumene, petalite, lepidolite, zinnwaldite, hectorite, jadarite, and amblygonite. In addition, lithium is also present in brines, geothermal waters, and saline solutions. Currently, most lithium compounds are produced from brine sources; however, due to the growing demand, production from ore also plays an increasingly important role. The objective of this thesis was to evaluate the lithium content (242.57 ppm) found in nepheline syenite rocks from the Buzlukdağı region of Kırşehir, Türkiye. Accordingly, the run-of-mine ore was examined in detail through mineralogical, chemical, and physical analyses, as well as microscopic imaging, mineral associations, modal mineralogy, and liberation studies. X-ray diffraction and modal mineralogy analyses revealed that the sample mainly consists of 28% nepheline, 43% microcline, 16% albite, 4% biotite and 9% others. Based on EDS spectra, lithium was detected within the biotite structure, indicating that lithium is geologically incorporated into the biotite lattice. Therefore, it was aimed to recover and utilize biotite, which is currently discarded as waste in the nepheline beneficiation plant operated by BS Yatırım A.Ş. This approach not only reduces waste generation but also offers a more environmentally sustainable process. The run-of-mine ore (-4 mm) was classified into size fractions and subjected to magnetic separation. The analysis of products indicated that lithium associated with biotite was more concentrated in the magnetic fractions. However, due to insufficient liberation, finer grinding was required. After magnetic separation, the ore was ground to -500 µm and -300 µm, and both fractions were separated into size groups and processed using a high-intensity dry magnetic separator (Roll Magnetic Separator, ENG Mineral Technologies). The lithium content of each product was evaluated, and the optimal particle size was determined to be -300 µm. Flotation tests were subsequently conducted on the run-of-mine ore, in correlation with magnetic separation results, using three different collectors: DAHC, Der A4, and Derna 7. Tests were performed on multiple size fractions (-500, -500+75, -500+53, -500+38, -300, -300+75, -300+53, and -300+38 µm). The highest lithium grade and recovery were achieved in the -300+75 µm fraction using Der A4 as collector, yielding a concentrate containing 4465 ppm Li. To optimize the pH, experiments were performed at pH 2.5, 4, 6.5, and 9.5 with the -300+75 µm fraction using Der A4. The highest lithium grade (5276 ppm Li) was obtained at pH 4. Additionally, the effect of sodium silicate (Na2SiO3) as a depressant was examined under optimized conditions, and 500 g/t was determined to be the most effective dosage. Further, magnetic separation tests were performed prior to flotation using both a Roll Magnetic Separator and a high-intensity wet SLON magnetic separator (ENG Mineral Technologies). The results indicated that the dry magnetic separator produced magnetic products containing 850-1000 ppm Li with 62% yield, whereas the wet separator yielded only 550-600 ppm Li. For the -75 µm fraction (containing 210 ppm Li), high-intensity wet magnetic separation tests were also conducted using SLON and belt-type separators. The SLON separator achieved magnetic products containing 700-750 ppm Li, whereas the belt separator yielded 500 ppm Li. The magnetic product containing 850-1000 ppm Li was then subjected to flotation tests under optimized conditions (pH 4), producing a concentrate containing 6350 ppm Li with 80% flotation recovery. For the -75 µm material, conventional flotation yielded a concentrate with 1711 ppm Li and 66.1% recovery. In the flotation of magnetic products, three sequential flotation stages were applied using 20 g/t Der A4 at each stage. As a result, a high-lithium concentrate was obtained through the combined application of magnetic separation and flotation processes rather than through either method alone. The obtained concentrate was characterized by various analyses, including mineral liberation, mineral associations, modal mineralogy, XRD, and chemical composition. XRD results indicated that the concentrate mainly consisted of biotite and albite, while modal mineralogy analysis revealed that the concentrate comprised approximately 92% biotite, with minor amounts of albite, microcline, and nepheline. Liberation analysis showed that 94% of the particles consisted of liberated biotite. Mineral association analysis indicated that binary locked particles were mainly associated with nepheline and albite, whereas ternary and higher associations involved microcline, nepheline, muscovite, Fe-oxides, and fluorite. Surface characterization tests were performed to evaluate the practical applicability of the selected collector. Surface tension measurements at varying pH and concentrations, contact angle measurements on pure biotite surfaces, and electrokinetic potential (zeta potential) analyses under varying pH and reagent concentrations were conducted. Furthermore, FTIR spectroscopy was performed to elucidate the adsorption mechanism between the collector and mineral surface, assessing whether the adsorption was physical or chemical. These analyses were carried out to establish the scientific basis of the practically optimized process. The experimental and surface characterization results were consistent, confirming that Der A4 was the most effective collector. FTIR and surface data indicated that all collectors interacted with the biotite surface predominantly through physical adsorption. Under optimized flotation conditions, kinetic flotation tests were performed, and the separation efficiency index was determined. The tests were carried out using 60 g/t Der A4 at pH 4, with concentrate collection at 15, 30, 45, 60, 90, 120, 240, 480, and 600 seconds. Based on the lithium contents of float products at each interval, flotation time and the best-fitting kinetic model were identified. The optimal flotation time was determined as 4 minutes, and the first-order kinetic model was found to best describe the process behavior. The obtained concentrate (6350 ppm Li) obtained was then subjected to three different hydrometallurgical processes-roasting followed by water leaching, acid leaching, and mechanical activation followed by acid leaching-to extract lithium into solution. In the roasting-water leaching process, parameters such as feed particle size, roasting temperature and time, and concentrate-to-additive ratio (CaSO₄·½H₂O used as additive) were optimized. The final optimized conditions were: -106 µm feed size, 1100°C roasting temperature, 60 min roasting time, 1:1 concentrate/additive ratio, 60°C leaching temperature, 60 min leaching time, and 1:10 solid/liquid ratio, yielding 97.5% Li extraction efficiency. In the acid leaching process, sulfuric acid was used as the leaching reagent. The effects of feed size, acid concentration, leaching time, and temperature were optimized: -106 µm feed size, 1.75 mol/L H₂SO₄, 90°C, 60 min, and 1:15 solid/liquid ratio, resulting in 61.9% Li dissolution efficiency. The limited efficiency was attributed to the inability of sulfuric acid alone to break Al-O and Si-O bonds in the crystal lattice. To enhance leaching efficiency and provide a cost-effective alternative to the energy-intensive roasting process, mechanical activation combined with acid leaching was investigated. Mechanical activation was performed using a stirred mill, optimizing rotation speed, duration, and ball-to-powder ratio. During optimization, a low acid concentration (0.25 mol/L) was used, yielding approximately 60% Li dissolution. In comparison, the same efficiency was achieved at 1.75 mol/L acid concentration without activation, demonstrating the positive effect of activation. Activation time experiments (15-120 min) indicated that lithium dissolution increased up to 60 min and then stabilized. XRD analyses of activated samples showed a significant decrease in crystallinity, indicating amorphization at 60 min. FTIR spectra of samples activated for 30, 60, and 90 min revealed band broadening and weakening of Al-O, Si-O-Si, and OH- stretching vibrations with increasing activation time, confirming structural disorder. After optimizing activation parameters, acid leaching conditions were further refined. The optimum parameters were determined as: 55 Hz activation speed, 60 min activation time, 66.7:1 ball-to-solid ratio, 1 mol/L acid concentration, 120 min leaching time, 60°C leaching temperature, and 1:25 solid/liquid ratio, achieving 91% lithium dissolution efficiency. Finally, the beneficiation flowsheet-including particle size reduction, physical separation, and physicochemical enrichment-was modeled and simulated using the Usim Pac process simulation software. The model incorporated experimental results, fractional lithium analyses, and screen analysis data. After confirming good agreement between simulation and experimental data, several process parameters were varied in the simulation to assess their impact on final concentrate quality.

Benzer Tezler

Tez No
633258
Kırşehir bölgesi nefelinli siyenit kayaçlarından lityum kazanımının araştırılması
Başlık çevirisi yok
ZEYNEP ÜÇERLER
Yüksek Lisans
Türkçe
2020
Maden Mühendisliği ve Madencilik İstanbul Teknik Üniversitesi
Cevher Hazırlama Mühendisliği Ana Bilim Dalı
PROF. DR. ALİ GÜNEY
Tez No
76668
Kaman (Kırşehir) fluorit cevherleşmeleri
Fluorite mineranization of Kaman (Kırşehir)
ÖNER ÖZMEN
Yüksek Lisans
Türkçe
1998
Jeoloji Mühendisliği Ankara Üniversitesi
Jeoloji Mühendisliği Ana Bilim Dalı
DOÇ. DR. ŞÜKRÜ KOÇ
Tez No
12592
Kaman nefelinli siyenitlerinin manyetik yöntemle zenginleştirilmesi ve maden işletme ön projesi
Başlık çevirisi yok
CEMAL KUMRU
Yüksek Lisans
Türkçe
1990
Maden Mühendisliği ve Madencilik Hacettepe Üniversitesi
PROF.DR. SEYFİ KULAKSIZ
Tez No
498254
Kırşehir bölgesi nefelinli siyenitlerinden seramik sektörüne uygun hammadde üretimi
The production of appropriate raw materials for ceramic sector from Kirsehir region nepheline syenite
EMRAH DURGUT
Yüksek Lisans
Türkçe
2018
Maden Mühendisliği ve Madencilik Çanakkale Onsekiz Mart Üniversitesi
Maden Mühendisliği Ana Bilim Dalı
DOÇ. DR. MUSTAFA ÇINAR
Tez No
928905
Davulalan plütonunun jeolojik mineralojik ve jeokimyasal bulgular yardımıyla kökeninin belirlenmesi
Determining the origin of the davulalan pluton with the help of geological, mineralogical and geochemical findings
FATİH TAVLI
Yüksek Lisans
Türkçe
2025
Jeoloji Mühendisliği Munzur Üniversitesi
Stratejik Hammaddeler ve İleri Teknoloji Uygulamaları Ana Bilim Dalı
DR. ÖĞR. ÜYESİ ÖZLEM ERDEM
DOÇ. DR. MEHMET ALİ GÜCER

Geri Dön