استخراج مایع- مایع با استفاده از حلال های آلی، یکی از موثرترین تکنیک های استخراج انتخابی یونهای فلزی در صنعت می باشد. هر چند، هزینه و مصرف بالای حلال های آلی سمی، قابل اشتعال و فرار، مسائل و مشکلات محیط زیستی و اقتصادی را بدنبال داشته است. در سالهای اخیر، دیده شد که استخراج مایع- مایع یونهای فلزی بدون استفاده از حلال های آلی، یعنی سیستم های دو فازی آبی مبتنی بر پلی اتیلن گلایکول(peg)، تکنیک های مقرون به صرفه ی اقتصادی، دوستدار محیط زیست و کارآمد می باشند. در این تحقیق، در ابتدا با استفاده از سیستم های دو فازی آبی، استخراج یونهای zn+2 از محلول های سنتزی بررسی شد. سپس با استفاده از پارامترهای آزمایشگاهی بهینه ی بدست آمده، استخراج انتخابی یونهای zn+2 از محلول های لیچ حاوی آهن مطالعه شد. یونهای کلرید و تیوسیانات به عنوان استخراج کننده ی zn+2 و عوامل ماسک کننده ی مختلف مانند فسفات، سیترات، فلوئورید و اکسالات جهت ماسک کردن آهن، استفاده شد. هم چنین، اثر پارامترهای مختلف آزمایشگاهی، مانند غلظت کلرید، تیوسیانات، peg، na2so4، سیترات و وزن مولکولی peg و ph فاز سنگین در استخراج انتخابی روی از آهن بررسی شدند. در نهایت، نتایج آزمایشگاهی نشان داد که با استفاده از نمک سیترات سدیم بعنوان ماسک کننده fe+2، از محلول لیچ حاوی fe+2 و zn+2 ، یونهای zn+2 بطور انتخابی در حدود 86% به فاز سبک استخراج شدند، در حالیکه، درصد استخراج fe+2، حدود 6% بدست آمد.

غبارهای کوره های قوس الکتریکی که از باطله های کارخانه های فولادسازی می باشند علاوه بر اینکه دارای مقادیر قابل توجهی روی و آهن هستند، دارای عناصر سمی سرب، کروم، کادمیوم و ... نیز می باشند و به همین دلیل جزء باطله های زیست محیطی خطرناک محسوب می شوند. آنالیز xrd بر روی نمونه انتخاب شده از کارخانه فولاد آلیاژی ایران نشان داد که روی موجود در نمونه به دو صورت اکسید روی و فریت می باشد. بر همین اساس آزمایشهای لیچینگ به دو صورت یک مرحله ای و دو مرحله ای انجام گرفت. در لیچینگ یک مرحله ای پارامترهای موثر برلیچینگ بر اساس خاصیت انحلال فریت (غلظت اسید و دمای بالا) در نظر گرفته، و در لیچینگ دو مرحله ای، در مرحله اول پارامترها بر اساس خاصیت انحلال اکسید روی (غلظت اسید کم) و مرحله دوم آزمایشها بر اساس شرایط انحلال فریت صورت پذیرفت. طراحی آزمایشها با استفاده از طرح کامل فاکتوریلی و با چهار پارامتر غلظت اسید، دما، درصد جامد و زمان و هر یک در دو سطح انجام گرفت و داده ها توسط نرم افزار design expert7 پردازش گردید. نتایج نشان می دهد از بین پارامترهای در نظر گرفته شده، غلظت اسید، دما و بر هم کنش بین غلظت اسید و درصد جامد بیشترین تاثیر را بر فرایند لیچینگ دارند. میزان استخراج روی و آهن به ترتیب برای لیچینگ یک مرحله ای 7/89% و 9/68% و در لیچینگ دو مرحله ای، در مجموع دو مرحله 8/90% و 8/67% بدست آمد.

با رو به اتمام نهادن کانه های اکسیدی طلا، کانه های مقاوم سولفیدی طلا مورد توجه بیشتری قرار گرفته اند. بازیابی پایین طلا از کانه های سولفیدی به روش سیانوراسیون و همچنین مشکلات زیست محیطی این روش، باعث شده است تا روش هایی نظیر لیچینگ تیوسولفاتی که هم به لحاظ زیست محیطی و هم به لحاظ امکان بازیابی بیشتر طلا از کانه های مقاوم سولفیدی مناسب تر هستند مورد توجه بیشتری قرار گیرد. کانه های مقاوم سولفیدی طلا، عمدتا متشکل از کانی های آرسنوپیریت، پیریت، کالکوپیریت و پیروتیت می باشند و مقدار کانی اورپیمنت در این کانه ها بسیار ناچیز بوده و یا موجود نمی باشد. لذا مطالعات انجام گرفته عمدتا بر روی این کانی ها می باشد. در این تحقیق امکان بازیابی طلا از کانه سولفیدی معدن طلای زرشوران بررسی شده است. کانی سولفیدی غالب در کانه طلا زرشوران، اورپیمنت و مقداری کمی رالگار می باشند و مقدار کانی های پیریت، کالکوپیریت و پیروتیت بسیار کم می باشد. لذا با توجه به عدم وجود اطلاعات کافی در رابطه با لیچینگ تیوسولفاتی کانه حاوی اورپیمنت و تاثیر اورپیمنت و گونه های حاصل از اکسیداسیون آن، در این تحقیق سعی بر آن بوده است که جنبه های مختلف اکسیداسیون و انحلال کانی اورپیمنت در محیط قلیایی و تاثیر آن بر روی لیچینگ تیوسولفاتی طلا بررسی شود. در بخش اول تحقیق، بررسی مکانیسم اکسیداسیون و انحلال اورپیمنت در محیط قلیایی به روش های الکتروشیمیایی با استفاده از الکترود کربن خمیری و الکترود pige انجام گرفت. نتایج بررسی های الکتروشیمیایی نشان داد که اورپیمنت در محیط های قلیایی ناپایدار بوده و به سرعت حل می شود. انحلال اورپیمنت در محلول قلیایی ابتدا منجر به تشکیل یون های آرسنیت، و سولفید می شود. سپس واکنش یون های سولفید با آرسنیت و اورپیمنت به ترتیب منجر به تولید تیوآرسنیت و تیوآرسنات می شود. همچنین مقدار تیوسولفات تولیدی در این شرایط بسیار ناچیز می باشد. در ادامه به بررسی امکان بازیابی طلا به روش لیچینگ تیوسولفاتی و تاثیر پارامترهای مختلف بر آن پرداخته شد. نتایج آزمایشات لیچینگ تیوسولفاتی نشان داد که در روش لیچینگ تیوسولفاتی بازیابی طلا به حدود 70 درصد می رسد. در این سیستم، افزایش مقدار آرسنیک در محلول باعث کاهش بازیابی طلا می شود. مقایسه لیگاندهای آمونیاک و edta به عنوان عامل پایدار سازی یون مس(ii) نشان داد که در حضور edta میزان بازیابی طلا 5 تا 10 درصد بالاتر از محلول حاوی آمونیاک بوده که علت آن پایدارتر بودن یون مس در حضور edta، پایین تر بودن پتانسیل محلول و در نتیجه پایین بودن مقدار آرسنیک حل شده در محلول می باشد. دمیدن اکسیژن به سیستم، باعث کاهش بازیابی طلا به میزان 10 درصد می شود که علت اصلی آن افزایش مقدار آرسنیک حل شده می باشد. ph بین 10 تا 11 مناسب ترین محدوده برای بازیابی بالای طلا می باشد اما در بالاتر از این مقدار، میزان بازیابی بیش از 50 درصد کاهش می یابد که علت آن ناپایداری یون مس(ii) در این شرایط و نیز افزایش مقدار آرسنیک حل شده می باشد. افزایش زمان لیچینگ، بازیابی طلا را افزایش نمی دهد که معنای آن غیر فعال شدن سطح ذرات طلا و احتمالا محبوس بودن طلای باقی مانده در ماده معدنی و عدم تماس با عامل لیچینگ می باشد. نتایج نشان دادکه برای دستیابی به بازیابی بالاتر، ابتدا جهت آزادی ساختن طلا، باید کانه مذکور در شرایط قلیایی اکسید شده و پس از حذف آرسنیک، عمل لیچینگ انجام گیرد.

چکیده روش فلوتاسیون برای پرعیارسازی مواد معدنی، بر پایه ی اختلاف در خاصیت ترشوندگی ذرات بنا نهاده شده است. رفتار ترشوندگی ذرات از عوامل فیزیکی سطح آنها، مانند شکل و مورفولوژی تأثیر پذیر است. خردایش و آسیاکنی در سیستم های فرآوری مواد معدنی تغییراتی را در خصوصیات فیزیکی مواد، مانند هندسه و دانه بندی ایجاد می کنند، در این تحقیق خصوصیات هندسی ذرات کالکوپیریت خرد شده با آسیاهای سرامیکی، گلوله ای، میله ای و سنگ شکن استوانه ای آزمایشگاهی با استفاده از روش آنالیز تصویر تعیین شده است. این خصوصیات با فاکتورهای شکل مثل کشیدگی، گردی، گردشدگی، تحدب و فاکتور نظم توصیف شده اند. کشش سطحی بحرانی ترشوندگی ذرات و زاویه ی تماس آنها، به عنوان معیارهایی برای مطالعه ی رفتار آبگریزی ذرات کالکوپیریت به ترتیب با استفاده از روش میکروفلوتاسیون و روش واشبرن تعیین شده است. قابلیت شناورشوندگی ذرات کالکوپیریت نیز بر اساس ثابت نرخ شناورشوندگی ذرات و بازیابی آنها در هندسه های مختلف تعیین شده است. نتایج بدست آمده از مطالعات هندسه ی ذرات نشان داده است که اختلاف مکانیزم-های مورد استفاده در خردایش مواد معدنی، هندسه ی ذرات خرد شده را تحت تأثیر قرار می دهد؛ به گونه ای که آسیای سرامیکی محصولی با گردی، گردشدگی و تحدب بیشتر و سنگ شکن استوانه ای محصولی با کشیدگی بیشتر و فاکتور نظم کوچکتر تولید می کنند. کشش سطحی بحرانی برای آسیای سرامیکی mn/m 45، آسیای گلوله ای mn/m 7/34، آسیای میله ایmn/m 32 و برای کالکوپیریت خرد شده توسط سنگ شکن استوانه ایmn/m 30 بدست آمده است، ارتباط بین خصوصیات هندسی و تغییر کشش سطحی بحرانی ترشوندگی ذرات کالکوپیریت نشان داده است خاصیت ترشوندگی ذرات کالکوپیریت از هندسه ی آنها تأثیر پذیر است. نتایج نشان داده است ذراتی که با آسیای سرامیکی خرد شده اند با کشش سطحی بحرانی بیشتر خاصیت هیدروفوبی کمتری نسبت به سایر ذرات دارند، اندازه گیری زاویه ی تماس ذرات در بخش های ابعادی مختلف نیز نشان داد کمینه ی زاویه ی تماس در اکثر بخش های ابعادی به محصول آسیای سرامیکی اختصاص دارد، میانگین زاویه ی تماس برای محصول آسیای سرامیکی از 50 درجه تا 67 درجه تغییر کرده است در حالیکه زاویه ی تماس برای سنگ شکن استوانه ای از 61 تا 81 درجه، برای آسیای میله ای از 58 تا 78 درجه و برای آسیای گلوله ای از 57 تا 80 درجه در بخش های مختلف ابعادی تغییر کرده است. همچنین نتایج بدست آمده از بررسی ارتباط ثابت نرخ اصلاحی فلوتاسیون و هندسه ی ذرات در بخش های مختلف ابعادی نشان داده است، هندسه ی ذرات بر سرعت شناورشوندگی آنها تاثیر گذار است و ذرات را می توان از این نظر به ذرات تند فلوته شونده و کند فلوته شونده تقسیم کرد، با فاصله گرفتن هندسه ی ذرات از شکل دایره سرعت شناورشوندگی آنها افزایش می یابد.

مجموعه معادن سنگ آهن سنگان در خراسان رضوی واقع و طبق آخرین اکتشافات انجام شده بزرگترین معدن سنگ آهن ایران می باشد. در این پروژه محصول کم عیار خط جدایش مغناطیسی خشک این معدن مورد فرآوری قرار گرفت و هدف مورد نظر آن بود که عیار آهن به وسیله روش مغناطیسی خشک از حدود 41% به بیش از 57%. برسد و عیار گوگرد نیز با استفاده از فلوتاسیون و عملیات حرارتی به کمتر از 1% کاهش پیدا کند. در مرحله اول و بعد از شناسایی، عیار آهن نمونه 41% و عیار گوگرد نیز 3/4% به دست آمد. در مرحله بعد خردایش و جدایش کانی های صفحه ای به وسیله سرند مورد بررسی قرار گرفت. پس از آن نیز جدایش مغناطیسی خشک در ابعاد و شرایط مختلف انجام شد. تجزیه سرندی و تعیین توزیع آهن و گوگرد در خوراک و کنسانتره حاصل از جدایش مغناطیسی نیز برای تحلیل رفتار نمونه مفید واقع شد و طی آن، مشخص شد که در جدایش مغناطیسی خشک هیچ گونه جدایشی در ابعاد کمتر از 75 میکرون ایجاد نمی شود. در پایان آزمایش های جدایش مغناطیسی در شرایط شدت میدان مغناطیسی 500 گوس، زاویه تیغه 110 درجه، ابعاد 2- میلی متر، میزان خوراک دهی 50 گرم در دقیقه و سرعت چرخش 90 دور در دقیقه، کنسانتره ای با عیار بیش از 61% و گوگرد کمتر از 2% با بازیابی آهن حدود 80% به دست آمد. در ادامه و برای کاهش بیشتر گوگرد، کنسانتره حاصل از جدایش مغناطیسی مورد عمل آوری حرارتی و فلوتاسیون معکوس پیریت قرار گرفت. با عملیات حرارتی بدون افت قابل ملاحظه ای، گوگرد نمونه به 5/0% کاهش یافت. برای انجام آزمایش های فلوتاسیون نیز پس از انجام چند آزمایش اولیه، طراحی آزمایش انجام شد و عملیات بهینه شد، که در شرایط ابعاد 90- میکرون، زمان آماده سازی 5 دقیقه و ph حدود 4، نتیجه حاصله، بدون تغییر چندانی در عیار آهن، کاهش عیار گوگرد به حدود 2/0% را نشان داد.

پساب کارخانه های طلای زرشوران و آق دره واقع در شمال غربی ایران، دارای مقادیر فراوانی آرسنیک و آنتیموان همراه با جیوه و بیسموت می باشد که همگی از عناصر سمی محسوب می شوند؛ بنابراین حتی باطله های این معادن نیز بسیار سمی بوده و با در معرض انحلال قرارگرفتن آن ها خطر آلودگی کل منطقه وجود دارد. هدف پروژه حاضر بررسی روش های مختلف حذف آنتیموان از آب و پساب و در نهایت تولید نانو ذرات آهن صفر ظرفیتی پوشش داده شده بر روی کانی های صنعتی به عنوان روشی موثر و کم هزینه، و استفاده از آن برای حذف آنتیموان از پساب واقعی می باشد. در این پایان نامه نانوذرات آهن صفر ظرفیتی با ابعاد 40 تا 100 نانومتر بوسیله ی افزودن قطره ای از محلول بوروهیدرید سدیم به محلول آبی آهن سه ظرفیتی، در دمای محیط با اختلاط به وسیله گاز نیتروژن سنتز شد. برای جلوگیری از آگلومراسیون و افزایش قابلیت کاربرد آن در مصارف محیط زیستی، نانوذرات آهن بر روی کانیهای صنعتی بنتونیت، کائولینیت و پرلیت منبسط پوشش داده شد که شناسایی آن ها بوسیله ی میکروسکوپ الکترونی انجام گردید. برای یافتن شرایط بهینه حذف آنتیموان از پساب مصنوعی؛ پارامترهای ph، زمان تماس، مقدار جاذب اولیه مورد بررسی قرار گرفت. سینتیک واکنش ها بوسیله ی مدل های شبه مرتبه ی اول و دوم مورد بررسی قرار گرفت و مشخص شد که داده های سینتیک کلیه ی جاذب ها با مدل شبه مرتبه ی دوم مطابقت بیشتری دارند. ایزوترم جذب هر سه جاذب مذکور بوسیله ی مدل های لانگمور و فرندلیچ برای مشخص شدن ظرفیت جذب جاذب ها و طی دامنه ی گسترده ای از غلظت ها بررسی شد.کلیه ی جاذب ها مطابقت بیشتری با مدل فرندلیچ از خود نشان دادند. آزمایش های انجام گرفته بر روی پساب واقعی، ظرفیت جذب را برای نانو ذرات آهن پوشش داده شده بر روی بنتونیت، کائولینیت و پرلیت به ترتیب 54/2، 94/3 و 16/3 میلی گرم بر گرم به دست دادند و بیشترین مقدار حذف آنتیموان مربوط به کمپوزیت پرلیت با 9/97 درصد به دست آمد.

سینتیک لیچینگ قلیایی کانه سیلیکاته روی با تابش و بدون تابش مایکروویو، در شرایط مختلف بررسی شدو اثر پارامترهای ابعاد ذرات، غظت هیدروکسیدسدیم، دمای واکنش، نسبت جامد به مایع و زمان تابش مایکروویو برنرخ انحلال مورد بررسی قرار گرفت. بر اساس نتایج حاصله با افزایش درصد جامد و ابعاد ذرات نرخ انحلال روی کاهش و با افزایش غلظت محلول هیدروکسید سدیم و دما، نرخ انحلال روی افزایش می یابد. نتایج نشان داد که نرخ انحلال روی در شریط مشابه و با تابش مایکروویو به مدت 30 ثانیه تا 91/43 درصد و بدون تابش مایکروویو تا 45/77 درصد افزایش می یابد. در این شرایط انرژی فعالسازی واکنش ها محاسبه شد به ترتیب برابر با 66/48 و 45/52 کیلوژول ب مول بدست آمد که بیانگر واکنش با کنترل شیمیایی است. آنالیز sem نمونه قبل و بعد از لیچین در هر دو حالت نشانگر مدل ذره انقباضی است.

در این تحقیق، رفتار فلوتاسیون بدون کلکتور کانی های سولفیدی مس و آهن (کالکوپیریت، کالکوسیت و پیریت) بصورت تک کانی و ترکیبی کنسانتره در حضور و غیاب واکنش گرهای گوگرددار (na2s و nahs) تحت کنترل پتانسیل الکتروشیمیایی پالپ (eh) مورد بررسی قرار گرفت. هدف از این تحقیق بررسی اثر پتانسیل پالپ و کنترل آن بر رفتار فلوتاسیون کالکوپیریت، کالکوسیت و پیریت در غلظت های مختلف واکنش گرهای گوگرددار (m 1-10، m 2-10، m 3-10، m 4-10و صفر) در سطوح مختلف ph (7، 9، 10، 11 و 12) بود. آزمایش های فلوتاسیون کانی ها بصورت منفرد (تک کانی) در سلول میکروفلوتاسیون و آزمایش های کانی های ترکیبی در سلول فلوتاسیون آزمایشگاهی انجام شد. برای مطالعه و پیش بینی واکنش های الکتروشیمیایی مرتبط با فلوتاسیون کانی ها از روش ولتامتری چرخه ای (cv) و برای شناسایی ترکیبات سطحی آبران و آب پذیر بترتیب عامل فلوتاسیون و بازداشت کانی ها در شرایط مختلف شیمیایی و الکتروشیمیایی پالپ از روش اسپکتروسکوپی فتوالکترون اشعه ایکس (xps) استفاده شد. نتایج حاصل از این تحقیق نشان داد که تغییرات پتانسیل پالپ بعنوان یک پارامتر بسیار موثر منجر به اثر دوگانه na2s و nahs بر روی فلوتاسیون و بازداشت کانی های مذکور می گردد؛ بگونه ای که با کنترل و تنظیم پتانسیل پالپ، می توان شرایط را هم برای بازداشت موثر این کانی ها و هم فلوتاسیون آن ها مهیا نمود. مشخص شد که در حضور واکنش گرهای گوگرددار، گوگرد عنصری و گونه های سولفوراکسی ناشی از واکنش های الکتروشیمیایی این واکنش گرها و محتویات پالپ و نیز محصولات اکسیداسیون کانی ها، بشدت فلوتاسیون این کانی ها را تحت تاثیر قرار می دهند. در غیاب واکنش گرهای مذکور، گوگرد عنصری و یا سطوح ناقص فلزی غنی از گوگرد و نیز اکسیدها و هیدروکسیدهای فلزی و گونه های سولفوراکسی ناشی از اکسیداسیون سطح کانی ها منجر به فلوتاسیون و یا بازداشت کانی های سولفیدی می گردد. نتایج نشان داد که در صورت کنترل مناسب پتانسیل پالپ، این واکنش گرها در غلظت های بالا (m 1-10 و m 2-10) و در phهای قلیایی قوی (11 و 12) در نقش بازدارنده و در غلظت های پایین (m 3-10 و m 4-10) و در phهای قلیایی متوسط (9 و 10) در نقش فعال کننده سطح عمل می کنند. همچنین مشخص شد na2s در نقش بازدارنده و nahs در نقش فعال کننده، بهتر عمل می کنند. تشابه اثر این دو واکنش گر به واکنش های مشترک الکتروشیمیایی و تفاوت اثر آن ها به واکنش های متفاوت شیمیایی (هیدرولیز) آن ها نسبت داده شد.

هدف از این تحقیق انجام مطالعات فرآوری بر روی کنسانتره ایلمنیت کهنوج در استان کرمان می باشد، که بتوان با بهینه کردن پارامترهای موثر بر انحلال آهن، توسط اسید هیدروکلریک به روتیل با عیار بالا دست یافت. نمونه ایلمنیت اولیه حاوی42.4% اکسید آهن و 45.2% اکسید تیتانیوم می باشد. با توجه به تاثیر مثبت فعال سازی مکانیکی در افزایش سرعت انحلال آهن، نمونه به مدت 4 ساعت در آسیای گلوله ای با نسبت گلوله به کانی معادل 20 به 1 مورد فعال سازی مکانیکی قرار گرفت. طراحی آزمایش توسط نرم افزار dx7و به روش طراحی نقطه مرکزی(ccd) انجام شد. نتایج نشان داد، غلظت اسید، دما، زمان و نسبت مایع/جامد رابطه مستقیمی با انحلال آهن داشته، و همچنین غلظت اسید و نسبت مایع/جامد رابطه مستقیم و دما و زمان رابطه عکس با انحلال تیتانیوم دارند. در شرایط بهینه نرم افزار، شامل غلظت اسید هیدروکلریک 30%، دما 90 درجه سانتی گراد، زمان 4 ساعت و نسبت مایع/جامد 10، میزان انحلال آهن 69.3% و میزان انحلال تیتانیوم برابر 12.4 % بدست آمد. با توجه به اینکه افزایش دما و زمان باعث کاهش انحلال تیتانیوم می شود، آزمایش هایی در دمای 105 درجه سانتی گراد و زمان 6 ساعت انجام شد که بهترین نتایج در شرایط غلظت اسید هیدروکلریک 35%، دما 105 درجه سانتی گراد، زمان 4 ساعت و نسبت مایع/جامد 10 بدست آمد، که میزان انحلال آهن در این حالت برابر 99.6% و انحلال تیتانیوم برابر 2.6% بود.

در تحقیق حاضر از کانه اکسیدی طلادارِ زایلیک که با وسعت تقریبی 12 کیلومترمربع در فاصله 11 کیلومتری باختر اهر در استان آذربایجان شرقی قرار دارد، استفاده شد. کانی اصلی نمونه کوارتز و کانی های دیگر شامل کانی های رسی، اکسیدهای ثانویه و آبدار آهن (در فرم هماتیت) و به ندرت پیریت، کالکوپیریت، طلا، آزوریت و مالاکیت می باشد. در تحقیق حاضر از بخش پرعیار نمونه با عیار طلای 16.24ppm استفاده شد. با استفاده از جدایش مغناطیسی شدت بالای تر و نتایج بدست آمده در خصوص افزایش میزان آهن و طلا در کنسانتره مغناطیسی، احتمال همراهی طلا با فاز آهن دار نمونه (هماتیت) تشخیص داده شد. نتایج این آزمایش ها نشان داد که استفاده از دو مرحله جدایش مغناطیسی، منجر به حذف بیش از 69% وزنی خوراک اولیه با عیار نهایی 1.13ppm طلا می شود. در نتیجه این فرایند، کنسانتره ای با وزن تقریبی 31% خوراک اولیه و با بازیابی طلای 95.19% تولید شد. نتایج این آزمایش ها، همراهی عمده طلا با فاز آهن دار نمونه را تأیید کرد. بهینه سازی فرایند لیچینگ به منظور کاهش میزان انحلال ناخالصی مس انجام شد. این آزمایش ها با در نظر گرفتن دو عامل شامل غلظت سیانور اولیه و درصد جامد پالپ انجام شد. نتایج نرم افزار dx7 نشان داد که انجام آزمایش ها در پالپی با درصد جامد 35% و با غلظت سیانور اولیه برابر ppm 26/748 منجر به انحلال 92.29% طلا با عیار 9ppm و 19.92% مس با عیار 102ppm می شود. تغلیظ محلول طلای بدست آمده از مرحله لیچینگ با استفاده از کربن فعال انجام شد. بهینه سازی این فرایند با هدف افزایش جذب کمپلکس های سیانوری طلا، کاهش جذب کمپلکس های سیانوری مس و با مصرف کمترین مقدار کربن فعال، با در نظر گرفتن 4 عامل شامل ph، غلظت سیانور، زمان ماند و غلظت کربن فعال انجام شد. نتایج نشان داد که انجام آزمایش های جذب در 4=cu:cn،در مدت زمان 16 ساعت،ph=10 و با غلظت کربن 1.4g/l منجر به جذب 92.38% از طلای محلول و 4.39% از مس محلول می شود. همچنین استفاده از 0.02m نمک cacl2 منجر به افزایش بازیابی به 95.11% در مدت زمان 8 ساعت و 99.24% در مدت زمان 16 ساعت شد. شستشوی کربن باردار با استفاده از حلال های آلی استون، اتانول و متانول در فشار و دمای محیط انجام شد. بالاترین بازیابی (92.46%) با استفاده از سه مرحله شستشو با استون 40 درصد منجر به تولید محلولی با عیار طلای برابر 31.66ppm شد؛ این مقدار برای روش شستشوی زادرا برابر 32.84ppm حاصل شد. مقایسه سینتیکی دو روش شستشو با استون و روش زادرا نشان داد که در مدت زمان یکسان، فرایند شستشو با استون سریعتر است.

تأثیر مثبت یون کلر در افزایش سرعت لیچینگ شیمیایی کلریدی کنسانتره کالکوپیریت شناخته شده است. نتایج تحقیقات گذشته نشان دهنده این واقعیت است که افزودن یون کلر به سیستم لیچینگ شیمیایی سولفاته نیز باعث بهبود فرآیند از طریق کاهش پتانسیل و افزایش تخلخل گونه های سطحی می شود. بیولیچینگ کالکوپیریت یکی از روش های سولفاتی بازیابی مس از کنسانتره کالکوپیریت است.در این تحقیق بررسی افزودن یون کلر به بیولیچینگ کالکوپیریت توسط باکتری گرمادوست مطلق اسیدیانوس بریرلی انجام شده است. هدف، بررسی تحمل این باکتری در حضور مقادیر مختلف یون کلر با توجه به حضور این یون در آب مورد استفاده در صنایع و همچنین بررسی مکانیزم بیولیچینگ کالکوپیریت در حضور یون کلر بوده است. بررسی تأثیرph بر بیولیچینگ کالکوپیریت نشان داد که اگر ph محلول در طول فرایند کنترل نشود افزایش phتوأم با افزایش غلظت فریک در محلول باعث رسوب شدید جاروسیت و کاهش شدید رشد باکتری ها و بازیابی مس می شود. بازیابی مس بعد از 11 روز بیولیچینگ با ph های اولیه 2/1، 35/1، 5/1 و 7/1 به ترتیب برابر 82، 70، 54 و 40 درصد به دست آمد. در آزمایش های با ph ثابت هرچند رسوب جاروسیت رخ داد اما به خاطر تدریجی بودن ترسیب جاروسیت تأثیر منفی کمتری بر رشد باکتری ها و بازیابی مس داشت. تأثیر مثبت phثابت در مقادیر بالاتر، بر رشد و فعالیت باکتری ها حتی باعث افزایش بازیابی مس شد، به نحوی که در آزمایش های با ph 0/1، 5/1 و 8/1 به ترتیب بازیابی مس برابر 40، 60 و 80 درصد بعد از 7 روز به دست آمد. سازگاری باکتری ها با 1 تا 7 درصد جامد انجام شد و تأثیر درصد جامد بر فرایند مورد بررسی قرار گرفت. افزایش درصد جامد تأثیر منفی بر رشد باکتری های سازگار شده، نداشت. بررسی تحمل یون کلر توسط باکتری ها در حضور گوگرد نشان داد که حضور 1 و 5 گرم بر لیتر یون کلر باعث کاهش نرخ رشد باکتری شد ولی از رشد آن جلوگیری نکرد. افزودن غلظت 10 گرم بر لیتر یون کلر و بیشتر باعث ممانعت کامل از رشد باکتری ها شد. همچنین مشخص شد که نوع نمک کلر اضافه شده بر رشد باکتری ها موثر است. آزمایش های اولیه بررسی تأثیر یون کلر بر بیولیچینگ کالکوپیریت، نشان داد که در حضور کالکوپیریت تحمل باکتری ها برای یون کلر، بسیار کمتر از مقداری است که در حضور گوگرد به دست آمده بود. همچنین در این آزمایش ها تلاش برای سازگار سازیباکتری ها با یون کلر بدون نتیجه باقی ماند. بررسی تأثیر غلظت یون کلر بر بیولیچینگ کالکوپیریت نشان داد که با افزایش غلظت یون کلر تا 2 گرم بر لیتر، رشد باکتری ها کاهش می یابد. این کاهش فعالیت باکتری ها با کاهش بازیابی مس و انحلال آهن همراه بود به نحوی که بعد از 11 روز در آزمایش های حاوی 0/0، 5/0و 1 گرم بر لیتر کلر به ترتیب بازیابی مس برابر 90، 50 و 30 درصد و بازیابی آهن برابر 90، 57 و 36 درصد بدست آمد. حضور یون کلر در آزمایش های کنترل شیمیایی باعث کاهش پتانسیل محلول شد ولی مشخص شد که افزایش یون کلر در محدوده مورد بررسی تأثیر چندانی بر پتانسیل محلول در آزمایش های بیولیچینگ ندارد. افزودن بیش از 5/0 گرم بر لیتر یون کلر باعث جلوگیری از تشکیل رسوب جاروسیت شد. کاهش فعالیت باکتری ها و بازیابی مس و آهن به وجود آمده تحت تأثیر افزایش یون کلر، به تشکیل کمپلکس این یون با یون فریک نسبت داده شد. بنابراین با افزایش غلظت یون کلر مقدار بیشتری از یون فریک موجود به صورت کمپلکس در آمده و از شدت انحلال غیر مستقیم و همچنین انتقال الکترون ها توسط زوج الکتروشیمیایی فریک-فرو کاسته می شود.افزودن فریک باعث بهبود بازیابی مس و آهن در حضور 5/0 گرم بر لیتر یون کلر شد.با این وجود نتایج نشان داد که با افزودن حدود 3/0 گرم بر لیتر یون کلر می توان با حفظ بازیابی مناسب مس، از مقدار جاروسیت تشکیل شده کاست.بازیابی مس در حضور 5/0 گرم بر لیتر یون کلر در ph ثابت برابر با 8/1 نسبت به ph برابر با 3/1 یا 5/1 به مقدار کمی بهبود یافت. همچنین تأثیر منفی حضور 2 گرم بر لیتر یون کلر بر بازیابی مس و آهن برای هردو آزمایش با 1 و 3 درصد جامد تقریباً به صورت مشابه اتفاق افتاد. در حالی که تأثیر منفی یون کلر بر تعداد باکتری ها در 3 درصد جامد خیلی بیش از 1 درصد جامد بوده است. افزایش غلظت مخمر از 2/0 گرم بر لیتر به 6/0گرم بر لیتر باعث افزایش سرعت بازیابی مس و آهن در حضور 5/0 گرم بر لیتر یون کلر شد. افزودن 5/0 گرم بر لیتر یون کلر به صورت کلرید منیزیم تأثیر منفی کمتری را بر بازیابی مس و آهن در مقایسه با کلرید سدیم نشان داد. کلمات کلیدی: بیولیچینگ، اسیدیانوس بریرلی، کنسانتره کالکوپیریت، یون کلر

یکی از روش های تغلیظ و تخلیص اورانیوم موجود در محلول لیچ، روش استخراج با حلال است. روش متداول برای استخراج حلالی اورانیوم از اسید نیتریک، استخراج با تری بوتیل فسفات(tbp) می باشد. در این پژوهش از حلال دی بوتیل کربیتول (dbc) جهت استخراج اورانیوم از محلول لیچ لیکور در غلظت های مختلف حلال، اسید نیتریک، دما و مدت اختلاط مختلف استفاده شده است و تاثیر این پارامترها و اثر متقابل آن ها در میزان استخراج اورانیوم بررسی می شود. شرایط بهینه برای استخراج حلالی اورانیوم توسط dbc اسید نیتریک 30%، فاز آلی شامل 60% دی بوتیل کربیتول و 40% کروزین، دمای 20 درجه سانتی گراد و مدت اختلاط 98/9 دقیقه بدست آمد که در این شرایط حداکثر استخراج حلالی اورانیووم در یک مرحله برابر 47% است. همچنین تعداد تئوری مراحل استخراج حلالی اورانیوم، دو مرحله است که میزان استخراج اورانیوم پس از این دو مرحله %68/63 می باشد. علاوه براین میزان استخراج حلالی اورانیوم توسط حلال ترکیبی dbc+tbp بررسی شد که در یک حجم ثابت حلال و شرایط بهینه %88 می باشد. برای استریپ محلول آلی غنی از اورانیوم ناشی از استخراج با حلالdbc، از آب مقطر استفاده شد. دمای 25 درجه سانتی گراد و مدت اختلاط 5 دقیقه شرایط بهینه برای استریپ می باشد و میزان استریپ در این شرایط %53 است. همچنین تعداد مراحل تئوری برای استریپ محلول آلی باردار در شرایط بهینه، دو مرحله می باشد. پس از ترسیب adu حاصل از استخراج حلالی توسطdbc ، خلوص اورانیوم از %56 موجود در کیک زرد خوراک به %61 اورانیوم موجود در کیک زرد نهایی می رسد.

در این پژوهش از قارچ فانروکیت کرایسوسپوریوم به شکل موثری برای کاهش توانایی جذب طلا توسط ماده¬ی کربنی از یک سو و اکسیدکردن کانی سولفیدی از سوی دیگر و در مجموع برای افزایش استخراج طلا در کانه¬ی مقاوم طلای زرشوران استفاده شده است. وجود ماده ی کربنی و کانی سولفیدی از ویژگی های کانه ی مقاوم طلا است که باعث کاهش بازیابی طلا از این نوع کانه می شود. از دو نوع زغال (زغال معمولی و آنتراسیت) به عنوان جانشین برای بررسی قابلیت قارچ در کاهش توانایی ماده ی کربنی در جذب طلا استفاده شد. میزان تاثیر پیش فرآوری با بدست آوردن میزان اختلاف طلای جذب شده قبل و بعد از پیش فرآوری سنجیده شد. نتایج نشان گر آن بود که از دو نوع زغال مورد استفاده، توانایی ماده ی آنتراسیتی حدود 5 برابر بیشتر از قدرت زغال معمولی در جذب طلا بوده است. پس از پیش فرآوری، جذب طلا توسط آنتراسیت به میزان زیادی کاهش یافت و مقداری در حد زغال معمولی اختیار کرد. فانروکیت کرایسوسپوریوم توانایی آنتراسیت را در جذب طلا در دوره ی کشت 21 روزه و محیط کشت pdb (براث دکستروز سیب زمینی) تا حدود 85% و در محیط کشت mwb (ارزن و گندم) تا بیش از 95% کاهش داد. فانروکیت کرایسوسپوریوم هم چنین توانایی اکسید کردن سولفید موجود در کانه ی مقاوم طلا را داراست. برای بررسی تاثیر قارچ روی مواد سولفیدی موجود در کانه ی مقاوم، از پیریت به عنوان نماینده ی آن ها استفاده شد. در مجموع، کانی پیریت در دوره ی کشت 21 روزه، در ph برابر 7، 35% وزنی و در ph برابر 4، 30% وزنی، اکسید شد. پیش فرآوری قارچی مجددا برای کانه ی مقاوم طلای زرشوران با درصدهای مختلف اورپیمت و طلا انجام گرفت. پس از دوره ی 14 روزه ی کشت، میزان استخراج طلا در سیانوراسیون برای نمونه های (1) (µm2210- حاوی اورپیمنت کمتر نسبت به نمونه ی طبیعی به علت حذف بخش درشت تر که قسمت عمده ی آن از اورپیمنت تشکیل شده است)، (2) (مشابه نمونه ی طبیعی از نظر میزان اورپیمنت) و (3) (بخش µm2210+ که تا بیش از 85% از اورپیمنت غنی است) به ترتیب 30%، 25% و 1% افزایش یافت و کانی سولفیدی موجود نیز در نمونه های (1) و (2) بیش از 50% اکسید شد. نتایج به این امر اشاره دارند که فانروکیت کرایسوسپوریوم ریزموجودی دارای پتانسیل بالا برای اکسید کردن کانی های سولفیدی و خنثی کردن مواد کربنی موجود در کانه ی مقاوم طلا به شکل همزمان بوده و در مجموع پتانسیل بالایی برای افزایش بازیابی طلا در عملیات سیانوراسیون کانه ی مقاوم طلا دارد.

در مطالعه اخیر با توجه به خواص کانسنگ، برای بازیابی مس از روش فلوتاسیون با سولفیدی کردن سطح استفاده شد. اثر وجود نرمه در بازیابی مس و نیز اثر مرحله ای اضافه کردن عامل سولفیدی کننده در کنار متغیرهای عملیاتی همچون ph، غلظت سیلیکات سدیم به عنوان متفرق کننده، زمان آماده سازی سولفید سدیم بررسی شد. در این تحقیق، از نرم افزار dx7 و روش آماری سطح – پاسخ (روش ترکیب مرکزی)، برای طراحی آزمایش های فلوتاسیون و یافتن شرایط بهینه استفاده شد. در نهایت با تحلیل نتایج، مدل تجربی درجه دوم بر پاسخ بازیابی مس برازش شده و مشخص شد که میزان سولفید سدیم و ph به ترتیب موثرترین پارامتر در بازیابی مس از کانسنگ اکسیدی حاضر بوده است. مقدار بهینه پارامترهای ph، میزان سیلیکات سدیم، میزان سولفید سدیم، میزان pax و زمان آماده سازی سولفید سدیم به ترتیب برابر 10، 1500 گرم برتن، 1567 گرم بر تن، 84/98 گرم بر تن و 86/9 دقیقه به دست آمد که میزان بازیابی و عیار در این شرایط به ترتیب 6/86 و 52/9 درصد حاصل شد.

بارگیری حباب پارامتری قابل اندازه گیری به منظور بررسی کارآیی منطقه جمع آوری در فلوتاسیون است. در این رساله روشی برای اندازه گیری بارگیری حباب در ستون فلوتاسیون در شرایط پیوسته و پایا ارائه شده است. سپس ثابت سینتیک شناورسازی کانیها در منطقه جمع آوری با استفاده از دادههای عملیاتی و بارگیری حباب تعیین شده است. اثر پارامترهایی مانند اندازه ذره، اندازه حباب، وزن مخصوص و زاویه تماس بر بارگیری حباب و ثابت سینتیک بررسی شده است. در نهایت مدل ثابت سینتیک بر اساس بارگیری حباب ارائه شده است.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

کبالت یکی از ناخالصیهای بسار مضر در فرآیند تولید روی به روش هیدرومتالورژی میباشد که حتی در صورت مقادیر بسیار ناچیز در محلول الکترولیت تا حدود زیادی از سرعت تولید روی می کاهد . به همین دلیل در کارخانه ذوب روی اصفهان کبالت در مرحله تصفیه گرم با افزودن پرمنگنات پتاسیم به محلول الکترولیت رسوب داده می شود. این رسوب به عنوان منبعی برای بازیابی کبالت بکار برده می شود. در این تحقیق بازیابی کبالت از کیک فیلتر کبالت با استفاده از روش هیدرومتالورژی بررسی شد. این کیک حاوی 33/1 درصد کبالت ، 24/16 درصد روی ، 83/6 درصد کلسیم و 06/8 درصد منگنز می باشد. به منظور تعیین میزان مواد محلول در آب این کیک بوسیله آب لیچ شد که در نتیجه آن مشخص شد 45 - 40 درصد وزنی این نمونه در آب محلول می باشد. جامد باقیمانده حاصل از لیچ با آب بوسیله اسید سولفوریک و در دمای بالا لیچ شد . در این تحقیق اثر پارامترهای غلظت اسید ، دما ، زمان و غلظت پالپ بر فرایند لیچینگ بررسی شد. برای بازیابی کبالت از فاز محلول از استخراج کننده ‏‎d2ehpa‎‏ در رقیق کننده نفت سفید استفاده شد که نتایج بدست آمده نشان دهنده استخراج مطلوب روی ( بیش از 90 درصد) بجای کبالت بود در واقع تحت این شرایط استخراج کبالت بخوبی صورت نگرفت . برای تععین شرایط بهینه استخراج کبالت از فاز محلول بررسی و تحقیقات بیشتری نیاز است.