با توجه به اینکه در مطالعه کیفی هر رودخانه شناسایی منابع آلاینده و تأثیرگذار و عوامل پالاینده طبیعی و غیرطبیعی به عنوان اساس مطالعات در نظر گرفته می شود، در این تحقیق به مطالعه و بررسی منابع آلاینده رودخانه سیمینه رود و مدل سازی آن پرداخته خواهد شد. در این راستا پس از مطالعه فیزیوگرافی زیرحوضه و مطالعات اولیه مانند مطالعات هیدرولوژی، زمین شناسی، بیولوژیکی و... در زیرحوضه رودخانه مورد بررسی، اقدام به پایش کمی و کیفی زیرحوضه، تعیین ایستگاه های معرف پایش کیفی و تخمین اولیه آلاینده های شاخص و منابع عمده آلودگی به روش غربالگری می شود. در ابتدا با استفاده از روش های آماری و اطلاعات بلند مدت موجود وضعیت ایستگاه های موجود نمونه برداری کیفی و تناوب آنها مورد ارزیابی قرار گرفته است. در ادامه با اضافه کردن ایستگاه های نمونه برداری مطالعات دوره کوتاه مدت، در هر دوره بازدید و نمونه برداری بازه های دارای پتانسیل آلودگی را برای برداشت دقیق تر در دوره های بعدی شناسایی نموده و در آنالیز کیفی دوره های بعدی، فرضیه های صادر شده مبنی بر وجود منبع آلاینده در بازه مورد مطالعه تأیید می شود. به طور کلی نیز نتایج این آزمایش ها در قالب تحلیل های مکانی و زمانی با نتایج آزمایش ها و اندازه گیری های دوره های زمانی بلند مدت وزارت نیرو تا حد امکان مقایسه شده و تغییرات زمانی و مکانی آنها در سامانه اطلاعات جغرافیایی با مطالعات کاربری اراضی (جنس خاک، نوع کاربری، منابع آلاینده نقطه ای و غیرنقطه ای و...) تطبیق و همپوشانی داده شده و نتایج آن منجر به تعیین منابع آلاینده نقطه ای و غیرنقطه ای در زیرحوضه رودخانه مورد نظر و نقش هریک در آلودگی رودخانه می شود. پارامترهای کیفی مورد سنجش در این مطالعه شامل پارامترهای nsf، cod، فلزات سنگین در آب و رسوب می باشند. نتایج در رودخانه مورد مطالعه حاکی از وجود منابع آلاینده نقطه ای شهری به عنوان مهمترین و اصلی ترین منابع آلاینده در سیمینه رود می باشد. ورود مستقیم پساب های تصفیه خانه و فاضلاب شهری شهر بوکان شرایط کیفی رودخانه را در آن محدوده بحرانی نموده است. البته از آنجایی که بیشینه های پارامترهای شاخص آلودگی در طول مسیر رودخانه معمولا با روند کاهشی مواجه می شوند، در مجموع رودخانه دارای توان خودپالایی مناسب می باشد ولی در مقابل شوک های آلی منابع گسترده با توجه به سنجش نمونه برداری پاییز که متناظر با کشتار دام عید سعید قربان در کلیه اجتماعات انسانی محدوده حوضه رودخانه سیمینه رود بوده است، دارای مقاومت و سازگاری کمتری می باشد. در ادامه جهت برآورد میزان کمی آلاینده ها، نقش و پتانسیل خودپالایی رودخانه، میزان و مقدار انتقال آلاینده نتایج فوق در قالب یک مدل کیفی رودخانه مورد تحلیل قرار گرفته و پیشنهادات اولیه با توجه به مشکلات و نیازهای موجود ارائه شده است.

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.

در این تحقیق تاثیر تابش مایکروویو بر رفتار خردشوندگی و خواص مغناطیسی سنگ آهن مورد بررسی قرار گرفته است. نمونه مورد نیاز برای انجام آزمایشها از بار اولیه آسیای خودشکن کارخانه فرآوری سنگ آهن چغارت واقع در ایران مرکزی برداشت شد. منیتیت و هماتیت مهمترین کانی های آهن دار موجود در نمونه می باشند. میزان fe و feo موجود در نمونه به ترتیب معادل 27/55 و 31/11 درصد اندازه گیری شد. نتایج آنالیز xrd نشان داد پس از تابش مایکروویو، هیچ گونه تغییر فازی در نمونه ایجاد نمی شود. آنالیزهای sem نشان داد که بعد از عمل آوری مایکروویو، فراوانی و طول شکافها افزایش یافته است. نتایج بررسی یکنواختی و مقدار جذب امواج مایکروویو نشان داد که برای نمونه سنگ آهن، انرژی جذبی به شدت متاثر از سطح تحت تابش می باشد. تحت شرایط عمل آوری مایکروویو یکسان، بیشینه دمای نمونه آب و سنگ آهن در فواصل متفاوتی از مرکز آون اتفاق می افتد. با کاهش ابعاد، دانسیته ظاهری و ثابت دی الکتریک مخلوط ذرات افزایش و در نتیجه دمای نمونه نیز افزایش یافت. تابش مایکروویو موجب کاهش مقاومت فشاری سنگ شد. بیشینه کاهش برای فراکسیون mm45+50- به میزان 42 درصد اتفاق افتاد. مطالعات تاثیر تابش مایکروویو بر روی توابع شکست و انتخاب در آسیای گلوله ای نشان داد که پس از تابش مایکروویو ثابت نرخ خردایش افزایش و محصول خرد شده درشت تر شده است. رفتار خردشوندگی سنگ آهن در آسیای خودشکن پس از عمل آوری حداکثر 36 درصد افزایش در قابلیت شکست ضربه ای و حدود 100 درصد افزایش در قابلیت شکست سایشی را نشان داد. آزمایشهای لوله دیویس نشان داد کانی های فرو منیتیتی که به بخش کنسانتره منتقل می شوند در فراکسیونهای درشت تری آزاد می شوند. در اثر تابش مایکروویو خواص مغناطیسی سنگ آهن تغییر و با افزایش زمان تابش مغناطیس اشباع افزایش یافته است و از emu/gr30/18 در تابش صفر به emu/gr74/88 در تابش 60 ثانیه رسیده است. با افزایش بیشتر زمان تابش، مجدداً مغناطیس اشباع کاهش یافته است. با افزایش زمان تابش، مغناطیس پذیری مربوط به بخش پارامغناطیس نمونه (هماتیت) کاهش یافته و به صفر رسید ولی مغناطیس پذیری بخش فرومغناطیس (منیتیت) افزایش و در نهایت مغناطیس پذیری کل افزایش یافت. آزمایشهای جدایش مغناطیسی نمونه های عمل آوری شده و عمل آوری نشده نشان داد که در نمونه هایی با 80d حدود 500 میکرون اختلاف زیادی در بازیابی وزنی وجود ندارد. اما در نمونه های با 80d حدود 250 و 212 میکرون بازیابی وزنی نمونه تابش یافته نسبت به نمونه اولیه به ترتیب حدود 2 و 3 درصد و بازیابی آهن به ترتیب حدود 2 و 5 درصد افزایش یافته است. شبیه سازی مدار خردایش کارخانه فرآوری سنگ آهن چغارت برای دو نمونه عمل آوری نشده و عمل آوری شده با مایکروویو نشان داد عمل آوری موجب کاهش توان مصرفی آسیای خودشکن، کاهش میزان بار در گردش و کاهش دانه بندی محصول خردایش می گردد. با عمل آوری مایکروویو می توان بدون تغییر مدار، نرخ بار ورودی را تا 50 تن بر ساعت افزایش داد.

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.

ارزش اقتصادی بالای طلا و افزایش تقاضا از یک طرف و عدم کارایی روشهای سنتی بازیابی طلا سبب شده تا روش های جدیدی مانند استخراج با حلال برای بازیابی عناصر با ارزش در دهه های اخیر بکار رفته اند. در این پژوهش از حلال دی بوتیل کربیتول (dbc) به سبب خاصیت انتخابی بالای طلا در محلول کلریدی استفاده شده است. با توجه به عدم اطلاعات کافی در مورد سینتیک استخراج طلا توسط dbc و همچنین کند بودن فرایند استریپینگ آن توسط اسید اگزالیک در این تحقیق سینتیک این دو فرایند و پارامترهای موثر بر آن در دو محلول ساختگی و محلول واقعی (محلول لیچینگ کلریدی مس آندی سرچشمه) در سلول لوئیس مطالعه شده است. مطالعه تعادلی واکنش استخراج طلا با dbc نشان داد که ثابت تعادل واکنش برابر 12/0و استخراج طبق واکنش 0.5h+.aucl-4+5dbc?[0.5h+aucl-4.5dbc] صورت گرفته و میزان استخراج طلا از محلول دو مولار اسید کلریدریک (در محلول واقعی و ساختگی) تابعی از دما، ph، غلظت dbc، غلظت طلا و مساحت سطح تماس دو فاز آبی و آلی است. همچنین بررسی سینتیک استخراج طلا در سلول لوئیس نشان داد که معادله سرعت استخراج طلا برای محلول ساختگی و واقعی به ترتیب به صورتf=100.84[au]1.26[dbc]0.41[h+]-0.22 و-0.08 f=10-0.89[au]1.08[dbc]1.29[h+] می باشد که اختلاف موجود به حضور سایر عناصر همراه طلا در محلول لیچینگ مربوط است. با توجه به میزان انرژی فعالسازی فرایند استخراج (kj/mol14)، دیفیوژن کنترل کننده سرعت استخراج است. مطالعه سرعت استریپینگ طلا از فاز آلی باردار توسط محلول آبی اسید اگزالیک، استقلال سرعت واکنش را نسبت به غلظت طلا (در فاز آلی) نشان داد در حالی که دما و ph نقش اساسی در سرعت استریپینگ دارند. به این ترتیب که در ph بازی که اسید اگزالیک بطور کامل به c2o42- وhc2o4- تجزیه می شود، سرعت دو برابر و میزان بازیابی طلا در مدت زمان 3 ساعت به 95 % می رسد ولی همچنان سرعت فرایند کند است. برای افزایش سرعت واکنش، فرواگزالات به عنوان احیاء کننده به کار رفت. نتایج نشان داد سرعت واکنش با استفاده از احیاء کننده جدید دو برابر افزایش یافت. همچنین با توجه به میزان انرژی فعال سازی سیستم (kj/mol2/58)، سرعت استریپینگ طلا توسط اسید اگزالیک بوسیله فرایند شیمیایی کنترل می گردد و وابستگی سرعت به مساحت سطح مشترک دو فاز، انجام واکنش در نزدیکی فصل مشترک را نشان می دهد. پارامترهای هیدرودینامیکی و سینتیکی در یک دستگاه میکسر ستلر آزمایشگاهی تک مرحله بررسی شد. با اندازه گیری قطر قطرات فاز آلی اثر پارامترهای مختلف مانند دور همزن، غلظت طلا، غلظت dbc ، ماندگی و دبی فاز آبی و آلی بر استخراج مورد مطالعه قرار گرفته است و مناسب ترین مدل تجربی جهت پیش بینی اندازه قطر ساتر قطره که در محدوده وسیعی اعتبار دارد ارائه شد که تطابق بسیار خوبی با داده های تجربی داشته است. تاثیر پارامترهای مختلف مانند دور همزن، ماندگی، قطر قطره بر ضریب کلی انتقال جرم فاز پراکنده در محلول ساختگی و واقعی بررسی و در نهایت مناسب ترین مدل ها برای ضریب کلی انتقال جرم فاز پراکنده در محلول ساختگی بدست آمده است. همچنین مدلی برای ضریب انتقال جرم در محلول واقعی پیشنهاد شده است که امکان پیش بینی ضریب انتقال جرم محلول واقعی را با در دست داشتن داده های آزمایشگاهی (محلول سنتزی) در شرایط عملیاتی مذکور فراهم نموده است.

امروزه یکی از مهمترین آسیب‏های وارد شده به محیط زیست از طریق کارخانه های فرآوری مواد معدنی، ورود مواد سمی به محیط زیست و آبهای زیرزمینی می‏باشد. یکی از مهمترین مواد آلوده کننده محیط زیست، سیانید محلول در پساب کارخانه های استحصال طلا می‏باشد که برای لیچینگ کانسنگ های طلادار مورد استفاده قرار می گیرد. یکی از راه کارهای ارائه شده برای مبارزه با این مشکل، جایگزینی سیانید با موادی غیر سمی از قبیل تیوسولفات آمونیوم می‏باشد. تاکنون روشهای مختلفی به‏منظور بازیابی طلا از محلول‏های تیوسولفاتی سنتز شده مورد استفاده قرار گرفته است که می‏توان روشهای کربن فعال، رزین‏های تبادل یونی، استخراج حلالی و سمنتاسیون را نام برد. در این پژوهش دو روش اول به‏منظور بازیابی طلا از محلول‏های تیوسولفات آمونیومی صنعتی، که شرایط متفاوتی با محلول‏های سنتز شده دارند، مورد آزمایش و بحث و بررسی قرار گرفته است. نتایج آزمایش ها نشان داده است که رزین‏های تبادل کننده آنیونی قابلیت بسیار بالایی برای جذب طلا نسبت به کربن‏های فعال دارند به‏طوریکه می‏توانند از محلول ppm7/14طلا، در زمان ماند 5 دقیقه و در bv 100اولیه، طلا را تا 9/99% بازیابی نمایند، درحالی‏که با استفاده از کربن فعال به منظور جذب طلا از محلول ppm 2 طلا، در زمان 4 و 8 ساعت به‏ترتیب بازیابی57% و 97% حاصل می شود. همچنین نتایج شستشو برای دو روش نشان می‏دهد که واکنش جدایش یون‏ها‏ی جذب شده روی سطح رزین سریع می‏باشد، به‏طوریکه بعد از پاشش bv160 از محلول شستشو روی ستون، بازیابی شستشو برابر 95% بدست می-آید. درحالیکه عکس این حالت برای روش کربن فعال مشاهده شده است، به‏طوریکه با استفاده از محلول های آبی-آلی مختلف بازیابی فرآیند شستشو بسختی از 20% تجاوز می کند. همچنین نتایج نشان می‏دهد که در غلظت های پایین طلا در محلول، کربن فعال قابلیت رقابت با رزین را دارا می‏باشد. همچنین فرآیند جذب کمپلکس تیوسولفات طلا روی سطح کربن توسط روشهای تجربی، آماری و هوش مصنوعی مدلسازی شده است. نتایج مقایسه بین این روش ها نشان از کارآیی بالای روشهای تجربی و قابلیت انطباق خوب روشهای نوین هوش مصنوعی دارد.

آرسنیک عنصری بسیار سمی است. حین استخراج و فرآوری کانسنگ طلا، به دلیل ماهیت کانی شناسی و سنگ شناسی تیپ های کانساری طلا، پساب هایی حاوی آرسنیک به محیط زیست وارد می شود. مقدار مجاز آرسنیک در آب و پساب به ترتیب 05/0 و 1/0 میلی گرم بر لیتر می باشد. در مقایسه با روش هایی مانند رسوب، تبادل یونی و فیلتر کردن غشایی، روش جذب روشی بسیار کم هزینه با کارایی حذف بالا است. آلومینای فعال ظرفیت جذب سطحی کمی دارد و از نظر سینتیکی روشی کند محسوب می شود. نانوگاما آلومینای با تخلخل مزو با سطح ویژه بالا (m2 g-1 53/201)، ابعاد ریز 22 تا 36 نانومتر و اندازه تخلخل 9/6 نانومتر از کائولن به عنوان ماده اولیه ارزان قیمت و فراوان تولید شد. نانوگاما آلومینای تولید شده برای حذف آرسنیک از پساب شبیه سازی شده مورد استفاده قرار گرفت. از نرم افزار dx7 برای طراحی آزمایش های جذب آرسنیت و یافتن شرایط بهینه حذف استفاده شد. از دستگاه اسپکتروفوتومتر برای آنالیز آرسنیت و از دستگاه جذب اتمی مجهز به تولید هیدرید برای آنالیز آرسنیک کل استفاده شد. موثرترین پارامتر در حذف آرسنیت ph بوده است. مقدار بهینه پارامترهای ph، غلظت اولیه آرسنیت، غلظت جاذب، دما و زمان تماس به ترتیب برابر 5/7، 20 میلی گرم بر لیتر، 1 گرم بر لیتر، 15 درجه سانتیگراد و 76 دقیقه بدست آمد؛ مقدار حداکثر درصد حذف شرایط بهینه 95 درصد حاصل شد. با اکسایش آرسنیت به آرسنات با استفاده از هیپوکلریت سدیم جذب افزایش یافته و با غلظت جاذب یکسان میزان آرسنیک بیشتری (50 میلی گرم بر لیتر) حذف شده است. حداکثر درصد حذف آرسنات (?1/99) در ph برابر با 6 بدست آمد. مدل های سینتیک شبه مرتبه دوم و لانگ مور مطابقت خوبی با داده های مربوط به حذف آرسنیت و آرسنات داشتند. حداکثر ظرفیت جذب برای آرسنیت و آرسنات به ترتیب برابر با 40 و 9/90 میلی گرم بر گرم نانوآلومینا بدست آمد.

در سال های اخیر آهن صفر ظرفیتی (zvi)، کاربرد زیادی در حذف آلاینده های آلی و غیر آلی، از منابع آلوده ی آبی داشته است. به دلیل سطح ویژ ه ی بالا و خصوصیات جذب و احیای zvi در ابعاد نانومتری، این مواد تمایل بسیاری جهت حذف یون های سمی محلول در آب از خود نشان می دهند. در این پایان نامه نانوذرات آهن صفر ظرفیتی زنجیر مانند (nzvi) با ابعاد تقریبی 100 نانومتر، بوسیله ی افزودن قطره ای محلول بوروهیدرید سدیم (nabh4) به محلول آبی آهن دوظرفیتی و در دمای محیط سنتز شد. مشاهده شد که نانوذرات تولید شده غالبا در حالت صفر ظرفیتی قرار دارند و بعد از گذشت چند ماه قرار گرفتن در محیط سر بسته کمی اکسید شده اند. برای جلوگیری از آگلومراسیون و افزایش قابلیت کاربرد آن در مصارف زیست محیطی، نانوذرات آهن بر روی ماده ی معدنی دیاتومیت (d-nzvi) پوشش داده شد که مشخصه یابی آن بوسیله دستگاه های xrd، sem/edax، tem و bet-n2 انجام گردید. از nzvi، d-nzvi و دیاتومیت خام به عنوان جاذب فلزات سنگین، جهت حذف یون های محلول در آب نیکل استفاده شد و پارامترهای ph، زمان تماس، مقدار جاذب اولیه و غلظت اولیه فلز مورد بررسی قرار گرفت. سینتیک واکنش ها بوسیله مدل های شبه مرتبه اول و دوم مورد بررسی قرار گرفت و مشخص شد که داده های سینتیک کلیه جاذب ها با مدل شبه مرتبه دوم مطابقت بیشتری دارند. ایزوترم جذب هر سه جاذب بوسیله مدل های لانگمور و فرندلیچ جهت مشخص شدن خصوصیات فرآیند جذب و طی دامنه گسترده ای از غلظت ها (20 تا 500میلی گرم بر لیتر) بررسی شد که نتایج نشان داد که جاذب d-nzvi از ظرفیت جذب بالاتری برخوردار است. همچنین کلیه ی جاذب ها مطابقت بیشتری با مدل لانگمور از خود نشان دادند. به طور کلی در تمامی پارامترها، d-nzvi عملکرد بهتری از خود نشان داد، بهمین جهت برای بررسی تاثیر حضور فلز رقیب روی در فرآیند حذف، از جاذب d-nzvi استفاده شد و نسبت های مختلفی از فلز نیکل به روی(1/4، 1/1 و 4/1 ) با غلظت کلی ثابت (20 تا500 میلی گرم بر لیتر) به منظور شبیه سازی پساب معدنی، مورد استفاده قرار گرفت. نتایج نشان داد که با افزایش مقدار فلز روی، حداکثر ظرفیت جذب، افزایش می یابد. کلمات کلیدی: نانوذرات آهن صفر ظرفیتی، دیاتومیت، جذب، نیکل، روی

در این تحقیق جذب زیستی اورانیوم با استفاده از ضایعات نیشکر بر روی نانو ذرات مگنینت سنتز شده به عنوان یک جایگزین مناسب برای روش های استخراج حلالی و تبادل یونی مورد بررسی قرار گرفته است. تفاله ی نیشکر شسته و خشک شده، پس از خرد شدن تا ابعاد زیر 120 میکرون، در دمای 300 درجه ی سانتی گراد در درون کوره سوزانده شد، و سپس در طی سنتز نانو ذرات مغناطیسی، به محیط واکنش افزوده شد. نانو جاذب زیستی- مغناطیسی حاصل برای آزمایش های جذب مورد استفاده قرار گرفت. آزمایش ها نشان داد که بیشینه ی جذب اورانیم در ph برابر 3 حاصل می شود. مقادیر بهینه ی زیست توده، غلظت اورانیم و زمان تماس نیز به ترتیب برابر با 1/0 گرم، 50 میلی گرم بر لیتر و 120 دقیقه برآورد شدند. غلظت بهینه ی محلول نسبت به اورانیم که در آن میزان جذب به بیشینه مقدار خود رسید، ppm50 تعیین گردید. میزان بازیابی اورانیم در این غلظت بر 44/97 درصد بالغ گردید. مقدار بهینه ی جاذب که در آن حذف اورانیم به بیشینه مقدار خود رسید برابر 5 گرم بر لیتر برآورد شد. فرایند جذب از هر 3 مدل جذب لانگمویر، فروندلیچ و دوبنین- رادشویچ تبعیت می کند و این قضیه با جذب تک لایه ای، چند لایه ای و جذب در درون خلل و فرج جاذب یون های اورانیل مطابقت می-کند. سینتیک واکنش جذب از هر دو مدل سینتیکی شبه مرتبه ی اول و دوم تبعیت می نماید

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.

بازیابی طلا از کانسنگ طلای مقاوم با استفاده از روش هی معمول مانند سیانوراسیون کم است. فرایندهای پیش فرآوری مانند اکسیداسیون قلیایی و اسیدی، تشویه و ... برای آزادسازی ذرات طلا و افزایش بازیابی طلا به کار می روند. این مونه مورد آزمایش در این تحقیق از معدن طلای زرشوران واقع در تکاب آذربایجان غربی تهیه شد. این کانه به صورت سولفید آرسنیک است لذا به صورت جزء کانه های مقاوم دسته بندی می شود. بعد از انجام مطالعات شناسایی و کانی شناسی، نمونه مورد نظر تا d80 حدود 63 میکرون خرد شد. برای انجام آزمایش های لیچینگ از طراحی آزمایش سطح پاسخ استفاده شد. ph و غلظت سیانور به عنوان متغیرهای تأثیر گذار انتخاب شدند. به منظور بررسی تأثیر این عوامل بر بازیابی طلا به عنوان متغیر پاسخ، آزمایش های سیانوراسیون پیشنهادی توسط نرم افزار (dx7)، اجرا شدند. شرایط بهینه ی سیانوراسیون بدون اکسیداسیون با بازیابی 61 درصد در ph برابر 5/11 و غلظت سیانور ppm 2215 حاصل شد. برای اعتبار سنجی این نتایج آزمایش هایی با شرایط پیشنهادی انجام شد که بازیابی آن برابر با 60 حاصل شد. در مرحله بعد اکسیداسیون قلیایی با هوادهی و بدون هوادهی بر روی کانه انجام گرفت و نتایج آن ها با هم مقایسه شد. به منظور مقایسه نتایج اکسیداسیون قلیایی با سایر روش ها، روش های تشویه و نیز اکسیداسیون با نیترات سرب مورد مطالعه قرار گرفتند. نتایج حاصل از این آزمایش ها نشان داد که میزان بازیابی طلا در روش اکسیداسیون قلیایی با هوادهی (بازیابی حدود 92 درصد) بیشتر از سایر روش ها بوده است. همچنین در فرآیند اکسیداسیون قلیایی با سدیم هیدروکسید و هوادهی آرسنیک موجود در کانه حل شده و سپش با فیلتر کردن محلول حاصل حدود 90 درصد از آرسنیک از نمونه حذف شد.

در این تحقیق، اثر حضور نانو- میکروحباب ها بر بازیابی فلوتاسیون نرمه های های کانی مس با دانه بندی mµ 5+38- مورد مطالعه قرار گرفته است. نمونه های مورد استفاده شامل کالکوپیریت خالص، نمونه دپوی باطله و نمونه سد باطله معدن مس مزرعه بوده است. نانو-میکروحباب ها توسط یک دستگاه نانوحباب ساز که بر مبنای پدیده کاویتاسیون هیدرودینامیکی در لوله های ونتوری طراحی و ساخته شد، تولید شدند. جهت شناخت بیشتر رفتار نانوحباب ها، توزیع ابعادی این حباب ها با روش نوین، دقیق و سریع تفرق اشعه لیزری با استفاده از دستگاهlaser particle size analyzer اندازه گیری شد. اثر پارامترهای مختلف نظیر زمان (میزان پایداری نانوحباب ها با گذشت زمان)، غلظت کف ساز، نوع کف ساز، نرخ هوادهی، نوع گاز، ph محلول، دمای محلول، غلظت و نوع الکترولیت (nacl، nano3 و kcl)، افت فشار در گلوگاه لوله ونتوری و درصد جامد هیدروفوب (تالک) و هیدروفیل (سیلیس) بر توزیع ابعادی نانو- میکروحباب ها مورد بررسی قرار گرفت. جهت دستیابی به کوچکترین ابعاد نانوحباب ها، با استفاده از روش پاسخ سطحی، مقادیر بهینه پارامترها تعیین شدند. آزمایش های مقایسه ای فلوتاسیون در حضور و عدم حضور نانوحباب ها (فلوتاسیون معمولی) بر روی سه نمونه مذکور در یک سلول مکانیکی آزمایشگاهی انجام شدند. اثر حضور نانوحباب ها بر بازیابی، عیار و میزان مصرف مواد شیمیایی در غلظت های مختلف کف ساز، کلکتور و نسبت های حجمی متفاوت نانوحباب ها مورد ارزیابی قرار گرفت. علاوه بر این، نقش نانوحباب ها بر کارایی فلوتاسیون در دو محدوده ابعادی نرمه ها و فوق نرمه ها نیز بررسی گردید. بررسی اثر پارامترهای مختلف بر توزیع ابعادی نانو-حباب ها نشان داد که گذشت زمان، افزایش دمای محلول، افزایش مقدار جامد هیدروفیل و استفاده از هوا بجای اکسیژن، باعث افزایش ابعاد نانو-میکروحباب ها گردید. در مقابل، افزایش غلظت کف ساز، نرخ هوادهی، ph محیط، افت فشار، درصد جامد هیدروفوب، استفاده از کف ساز با قدرت کف سازی بالاتر منجر به کاهش ابعاد نانوحباب ها شد. غلظت الکترولیت و نوع الکترولیت، اثر قابل توجهی بر توزیع ابعادی نانوحباب ها نداشته است. تحت شرایط غلظت کف ساز 69 mgl-1، دمای c° 22 ، 10ph=، نرخ هوادهی 2/0 lmin-1 و افت فشار 369 kpa، متوسط ابعاد نانوحبابهای تولیدی معادل nm 185 اندازه گیری شد. آزمایش های فلوتاسیون در حضور نانوحباب ها حاکی از افزایش بازیابی نرمه های مس در شرایط معین، تا 35%، کاهش مصرف کلکتور تا 75% و کاهش مصرف کف ساز تا 50% می باشند. افزایش بازیابی در حضور نانوحباب ها با افزایش عیار بین 7/0 تا 45/1% کنسانتره مس همراه بوده است. بررسی منحنی های بازیابی- زمان محدوده های ابعادی مختلف، نشان دهنده تأثیر بیشتر نانوحباب ها بر افزایش بازیابی ذرات ریزتر نسبت به ذرات درشت تر می باشد.

در این تحقیق روش جدید "جداسازی شیمیایی به کمک میدان مغناطیسی (macs) " برای بازیابی اورانیم و توریم از محیط های نیتریک اسید با استفاده از نانو ذرات مغناطیسی مگنتیت اصلاح شده با سیانکس272 ارایه شده است.نانو ذرات مغناطیسی اصلاح شده با استخراج کننده ی سیانکس272 برای استخراج توریم و اورانیم از محیط آبی مورد استفاده قرار گرفت. سپس نانو ذرات حامل فلز از محلول، به کمک یک میدان مغناطیسی جدا شد. شناسایی ساختار جاذب های سنتز شده، با بهره گیری از تکنیک هایtem, sem, xrd, xrf, ft-ir و tgaبه انجام رسید.تأثیر پارامترهای مختلف مانند ph، غلظت استخراج کننده، غلظت اورانیم و توریم موجود در محلول، مقدار نانو ذرات، زمان تماس و دما بر فرآیند جذب اورانیم و توریم مورد بررسی قرار گرفت. همچنین مدل های سینتیک و ایزوترم جذب و پارامترهای ترمودینامیکی نیز برای جذب اورانیم و توریم محاسبه شد. مقادیر پارامترهای ترمودینامیکی (?h, ?g , ?s) نشانداد که جذب سطحیتوریم و اورانیم در محدوده ی دمایی15 تا 45 درجه ی سانتیگراد امکان پذیر،خودبخودی و گرمازا است.شرایط تعادلی جذب توریم و اورانیم به وسیله یجاذب مورد بررسی، اسیدیته ی 8.0 مولار،زمان تماس 140 دقیقه و مقدار جاذب 5 گرم برلیتر محلول آبی تعیین شد که بیشترین ظرفیت جذب اورانیم و توریم به وسیله ی جاذب به ترتیب برابر 44 و 48 میلی گرم در هر گرم از جاذب به دست آمد.بررسی اثر دما نشان داد که افزایش دما تاثیر منفی بر میزان حذف دارد و فرآیند، خود به خودی و گرمازا است.

معدن طلای سردشت در منتهی الیه شمال غربی زون سنندج - سیرجان قرار گرفته است. مطالعات میکروسکوپی و کانی شناسی، xrf و xrd نشان داد که فازهای اصلی تشکیل دهنده نمونه سیلیس، باریت، پیریت و مسکویت هستند. میزان طلای نمونه مورد استفاده تقریباً ppp3 بود. غلظت سیانور ppm1000 برای انحلال طلا مناسب تشخیص داده شد. در این مطالعه روش های اکسیداسیون در شرایط قلیایی، خردایش زیاد، تأثیر نیترات سرب و هوادهی مورد بررسی قرار گرفت. روش خردایش زیاد و هوادهی همزمان، بیشترین بازیابی طلا را نتیجه داد (93/06 درصد). محلول مورد استفاده برای مرحله جذب، ppm86/1 طلا داشت. مشاهده شد جذب طلا بر روی کربن در زمان های اولیه زیاد بوده و با گذشت زمان کاهش می‏یابد. با افزودن 6 گرم کربن به 100 میلی‏لیتر محلول، پس از 20 ساعت، تمامی طلای محلول جذب کربن شد. کربن بارگذاری شده از طلا و نقره از پایلوت کارخانه طلای زرشوران تهیه شد. به منظور شستشوی طلا و نقره از کربن بارگذاری شده از دو روش همزنی و ستونی (بر پایه روش زادرا) استفاده شد. در روش همزنی تأثیر دما، اسید شویی، سدیم سیانید و سدیم هیدروکسید بررسی شد. مشخص شد اسید شویی قبل از شستشو و دما، بیشترین تأثیر را در بهبود واجذب طلا و نقره از کربن داشته اند. سیستم شستشوی ستونی طراحی و ساخته شد. در شستشوی ستونی تأثیر دبی محلول شستشو و تعداد حجم بستر محلول شستشوی مورد نیاز برای جدایش طلا بررسی شد. در آزمایش های الکترووینینگ (محلول حاوی ppm34/2 طلا بود) تأثیر جریان الکتریکی، ph و افزودن الکترولیت بررسی شد. جریان 400 میلی آمپر و اختلاف پتانسیل 3/8 ولت برای آزمایش های الکترووینینگ مناسب تشخیص داده شد (بازیابی 98 درصد در 6 ساعت). افزایش ph و افزودن الکترولیت های na2so4 و nacl به محلول، تأثیر مثبتی بر بازیابی طلا از محلول داشت. مشخص شد مدار پیوسته شستشو و الکترووینینگ، زمان شستشو را به صورت قابل توجهی کاهش می دهد.

سیانید یکی از ترکیبات سمی است که در فرآوری مواد معدنی بخصوص طلا به طور گسترده مورد استفاده قرار می گیرد. روش های حذف سیانید از پساب خروجی کارخانه فرآوری شامل روش های فیزیکی، شیمیایی و بیولوژیکی می باشد. روش های بیولوژیکی به لحاظ اقتصادی و دوستدار محیط زیست بودن دارای مقبولیت بیشتر هستند در این تحقیق به بررسی عوامل تأثیرگذار بر حذف بیولوژیکی سیانید از پساب باطله کارخانه فرآوری طلا با سیستم راکتور بیوفیلمی با بستر متحرک پرداخته شده است. در این تحقیق آزمایش ها در یک مدار بسته که شامل یک راکتور هوازی و یک راکتور غیرهوازی بود، انجام گرفت. برای فراهم کردن درصد پرشدگی راکتور از آکنه پلی اتیلنی و برای بذردهی راکتور از لجن تصفیه خانه اکباتان استفاده گردید. روند خودهی میکروارگانیسم ها با سیانید تا غلظت 20 میلی گرم بر لیتر به صورت پله ای ادامه پیدا کرد. نتایج نشان داد که راندمان سیستم با درصد پر شدگی 50 درصد نسبت به درصد پر شدگی 30 درصد در زمان ماند هیدرولیکی 48 ساعت 8 درصد بیشتر است. مهمترین عامل تأثیرگذار بر کارایی سیستم، غلظت سیانید بود با افزایش غلظت سیانید از 10 میلی گرم بر لیتر تا 60 میلی گرم بر لیتر راندمان حذف در زمان ماند هیدرولیکی 48 ساعت، 42 درصد کاهش نشان داد. در غلظت 20 میلی گرم بر لیتر بیشترین سرعت حذف سیانید در زمان ماند 8 ساعت و برابر 7/1 میلی گرم برلیتر در ساعت و برای غلظت 30 میلی گرم بر لیتر بالاترین سرعت حذف برابر 25/2 میلی گرم بر لیتر بدست آمد. افزایش زمان ماند هیدرولیکی باعث افزایش کارایی سیستم شد. در غلظت ورودی 20 میلی گرم بر لیتر با افزایش زمان ماند از 4 تا 72 ساعت کارایی سیستم 87 درصد افزایش پیدا کرد. نتایج نشان داد که بیشترین میزان حذف نیتروژن در غلظت 30 میلی گرم بر لیتر در زمان ماند 16 ساعت و برابر7/2 میلی گرم بر لیتر است. راهبری سیستم با فاضلاب کارخانه فرآوری طلا آقدره میزان 84 درصد حذف سیانید در زمان ماند 120 ساعت را نشان داد.

گزنتات به عنوان یکی از مواد شیمیایی مهم مورد استفاده در فلوتاسیون بسیاری از مواد معدنی می باشد که به طور گسترده در کارخانه های مختلف به خصوص کارخانه های سرب و روی مورد استفاده قرار می-گیرد. همواره مقدار قابل ملاحظه ای از این ماده شیمیایی به همراه باطله وارد سد باطله می شود که علاوه بر هدر رفتن مقدار زیادی از هزینه ها، تهدیدی برای محیط زیست به شمار می رود. رایج ترین راه برای کم کردن خطر این ماده شیمیایی در طبیعت، هیدرولیز آن می باشد، که به نوبه خود روشی پرهزینه و سخت محسوب می شود. هر روشی که بتواند این خطرات را کم کرده و گزنتات را به سیستم برگرداند تا دوباره مورد استفاده قرار گیرد علاوه بر تاثیر مثبت بر روی محیط زیست می تواند صرفه اقتصادی هم داشته باشد. اما علی رغم اهمیت بسیار زیاد این موضوع هم از جنبه اقتصادی و هم زیست محیطی، مرور بر منابع نشان می دهد که در این خصوص فعالیت کمی انجام شده است. در این پژوهش به منظور بازیابی یون گزنتات از پساب فلوتاسیون سرب و روی، سعی شد تا با تغییر پارامتر های دما، ph، زمان و مقدار جاذب مصرفی، یون گزنتات طی دو مرحله مجزای جذب روی کربن فعال و شستشوی کربن باردار به چرخه فلوتاسیون بازگردانده شود. بعد از اندازه گیری و به دست آوردن میزان و شرایط تجزیه گزنتات، شرایط بهینه بازیابی جذب در دمای 30 درجه سانتی گراد و ph=8 و بعد از 4 ساعت با مقدار بازیابی بالای 91 % حاصل شد. در ادامه مسیر هم با شستشوی کربن باردار و دستیابی به بازیابی بالای 90 % در شرایط دمای 45 درجه سانتی گراد و ph=8 و زمان 11 ساعت و وارد کردن یون گزنتات به محلول بازیابی کلی یون گزنتات بالای 83 % بدست آمد.

سالانه حدود یک میلیون تن سیانید تولید و به محیط زیست وارد می¬گردد. که در حال حاضر یکی از بزرگترین تهدیدها برای کیفیت آب¬های زیرزمینی و سطحی مورد استفاده بشر به شمار می¬آید. با توجه به اهمیت حذف و کاهش سیانید تا حد استاندارد زیست محیطی از فاضلاب و پساب صنایع مختلف می بایست با استفاده از روشی مناسب نسبت به این امر خطیر اقدام نمود. هدف از این مطالعه شبیه-سازی فرایند جذب سطحی سیانید بر نانوذرات دی¬اکسیدتیتانیوم و تعیین عوامل موثر بر میزان جذب سیانید است. شبیه¬سازی فرایند جذب سطحی به کمک نرم افزار visual minteq 3.1 انجام گردید. از فاضلاب مصنوعی با غلظت ???میلی¬گرم بر لیتر سیانید¬پتاسیم و همچنین نانوذرات دی-اکسید¬تیتانیوم شامل شامل ??% فاز آناتاز با قطر ?? نانو¬متر و ??% فاز روتیل با قطر ?? نانو¬متر برای شبیه¬سازی استفاده شد، که مشخصات فاضلاب مصنوعی کاملا منطبق بر داده¬های آزمایشگاهی انجام شده بود. در شبیه¬سازی فرایند جذب سطحی از دو مدل جذب خطی و فروندلیچ و کمپلکس¬های سطحی ظرفیت ثابت (2-pk ccm) و انتشار لایه¬ای (2-pk dlm) استفاده شد. نتایج بررسی نشان داد که سه عامل ph، غلظت نانوذرات دی¬اکسیدتیتانیوم و غلظت اولیه سیانید بر میزان جذب تاثیرگذار است. به¬ طوری¬که با افزایش ph تا ?? میزان جذب افزایش یافت و پس از آن با افزایش ph تا ?? میزان جذب تقریبا ثابت ماند. میزان ph بهینه برابر ?? بدست¬آمد. همچنین با افزایش غلظت نانوذرات دی¬اکسید¬تیتانیوم تا ? گرم بر لیتر میزان جذب افزایش یافت و پس از آن تقریبا تغییر نیافت. همچنین با افزایش غلظت اولیه سیانید در بازه ?? تا ??? میلی¬گرم بر لیتر، میزان جذب سیانید کاهش یافت. ضریب همبستگی نتایج حاصل از شبیه¬سازی با نتایج آزمایشگاهی برابر 9.0 بود. که حاکی از قابل قبول بودن مدل¬سازی می¬باشد. نتایج حاصل از استفاده دو کمپلکس سطحی 2-pk ccm و 2-pk dlm نتایج مشابهی ارائه دادند. همچنین دو مدل جذب فروندلیچ و خطی نتایجی در راستای هم و همسو با نتایج آزمایشگاهی ارائه نمودند.

با توجه به احتمال آلودگی آب های سطحی و زیرزمینی در نزدیکی صنایع مصرف کننده رنگزا، حذف مواد رنگی از این فاضلاب ها یک اولویت زیست محیطی می باشد. شفافیت آب و انحلال گازها در آن با حضور حتی مقدار کمی از رنگزا کاهش می یابد. در صورت وجود مواد رنگی سمی در آب نفوذ نور به لایه های زیرین و در نتیجه فتوسنتز گیاهان آبی و میزان اکسیژن محلول کم شده، حیوانات آبزی از بین می روند. رنگزاها ترکیبات پایداری هستند که به راحتی تجزیه بیولوژیکی نمی شوند و به خصوص رنگزاهای آزو جزو عوامل سرطان زا به حساب می آیند. اخیرا روش الکتروشیمیایی به دلیل تطبیق پذیری و سازگاری آن با محیط زیست به عنوان یک روش مناسب برای تصفیه فاضلاب صنایع حاوی رنگزا، مورد توجه قرار گرفته است. در روش انعقاد الکتریکی و شناورسازی الکتریکی با اعمال جریان الکتریکی به الکترودهای کاتد و آند در یک محلول رسانا، با حل شدن آند آلومینیومی مواد منعقدکننده در محل تولید شده و موجب ایجاد لخته هایی می گرددکه همراه با حباب های گاز هیدروژن تولیدی در کاتد شناور می شوند. هدف از این تحقیق بررسی کارایی سیستم همزمان انعقاد الکتریکی و شناورسازی الکتریکی در حذف رنگزا اسید قرمز 14 از فاضلاب مصنوعی بود. به این منظور، بر اساس راندمان حذف رنگزا، میزان مصرف انرژی و آلومینیوم و tss لجن جدا شده مقدار بهینه پارامترهای موثر بر فرایند شامل سطح الکترودها، فاصله بین الکترودها، هدایت الکتریکی محلول، دانسیته جریان الکتریکی، غلظت اولیه رنگزا، ph و دما در جریان ناپیوسته به دست آمده و تاثیر پارامترهای دیگر شامل نوع جریان هیدرولیکی و نوع الکترولیت و الکترودها مورد بررسی قرار گرفت. همچنین مدل سازی فرایند با نرم افزار طراحی آزمایش design expert 7 انجام شد. در شرایط بهینه با سطح و فاصله بین الکترود cm2 24/86 و cm 1، هدایت الکتریکی µs/cm 1600، دانسیته جریان الکتریکی ma/cm2 60، غلظت اولیه mg/l 185 رنگزا، 7=ph و 0c 25=دما راندمان حذف 93 درصد رنگزا با سینتیک مرتبه اول و 81 درصد cod در مدت زمان 180 دقیقه با مصرف انرژی مخصوص kwh/kg dye removed 106 و kwh/kg cod removed 79، مصرف آند kg al/kg dye removed 2/18 و kg al/kg cod removed 1/62 و tss لجن mg/l 15050 به دست آمد. شرایط بهینه به دست آمده مطابق با مدل پیش بینی شده توسط نرم افزار با درجه مطلوبیت 0/8 بود. نتایج نشان داد که سیستم عملکرد مناسبی با جریان پیوسته داشته و استفاده از نمک nacl به عنوان الکترولیت و الکترودهای آلومینیومی عملکرد بهتری را تامین می کنند. همچنین فاضلاب واقعی رنگرزی پارچه در شرایط بهینه به دست آمده تصفیه شد که راندمان حذف 90 درصد cod در مدت زمان 300 دقیقه با مصرف انرژی مخصوص kwh/kg cod removed 70، مصرف آند kg al/kg cod removed 1/3 و tss لجن mg/l 16100 حاصل شد. از مزایای این روش می توان به مصرف کم مواد و انرژی درکنار لجن تولیدی کم که منجر به کاهش هزینه های تصفیه و دفع لجن و مشکلات مربوط به آن می گردد، اشاره کرد. در نتیجه استفاده از این روش به عنوان گزینه ای مناسب جایگزین روش های معمول تصفیه مطرح است.

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.

چکیده ندارد.

معدنکاری ذغالسنگ از جمله مواردی است که با آزادسازی موادی از قبیل فلزات سنگین، عناصر نادر خاکی، عناصر غیرفلزی و انواع آنیون ها و کاتیون ها، آلودگی های آب و خاک را در بسیاری از نقاط جهان به دنبال داشته است. فعالیت های طولانی مدت معدنکاری ذغالسنگ در مجموعة معدنی طزره که در 70 کیلومتری شمال غرب شهرستان شاهرود واقع شده و دارای حجم گستردة استخراج (روزانه تا 2000 تن) و سابقة طولانی معدنکاری (30 سال) می باشد، باعث شده تا آلودگی آب و خاک مناطق پایین دست این مجموعه (بویژه به فلزات سنگین) محتمل به نظر برسد. در این تحقیق در ابتدا با انجام مطالعات زمین شناسی، تهیه نقشه، مشاهدات صحرایی، تهیه مقاطع نازک و انجام آنالیز xrd به شناسایی شرایط و خصوصیات زمین شناسی منطقه پرداخته شد. جهت بررسی نحوة تأثیرگذاری منابع آلاینده از ذغالسنگ، باطله های ذغال و سینه کار (سطحی و عمقی)، زهاب خروجی تونل، فاضلاب انسانی و همچنین به منظور ارزیابی نحوة توزیع عناصر سنگین و آلودگی در آب زیرزمینی و خاک منطقه از آب و خاک بالادست، مجاور و پایین دست بخش تونل مادر از معدن ذغالسنگ طزره نمونه برداری صورت پذیرفت. پارامتر های فیزیکوشیمیایی نظیر ph، ec، مادة آلی، غلظت آنیون ها و کاتیون ها در نمونه ها اندازه گیری گردید. غلظت فلزات سنگین و عناصر مختلف شامل cu، pb، zn، fe، as، cd، sb، hg، sr، se، ba، s، na، k، ca و mg با استفاده از روش icp-ms مشخص گردید. انجام مطالعات کانی شناسی با استفاده از مطالعات میکروسکوپی مقاطع نازک سنگی، آنالیزxrd و مشاهدات صحرایی صورت پذیرفت. غلظت عناصر و پارامترهای مورد بررسی در نمونه های گرفته شده با استفاده از نرم افزار excel و توزیع آنها توسط نرم افزار surfer نمایش داده شد. نتایج حاصل از این تحقیق نشان داد که ذغالسنگ بیشترین فاکتورهای غنی شدگی شامل 468، 77، 62، 5/22 و 2/18 را برای عناصر se، pb، hg، ca و sr دارا می باشد. گوگرد و آرسنیک با میانگین فاکتور غنی شدگی 41 و 34 در باطله ها، فاکتورهای غنی شدگی بیشتری نسبت به ذغالسنگ را نشان داده اند. به دلیل فراوانی مواد کربناته و آلکالین، زهاب های خروجی از تونل استخراجی به صورت namd (زهاب های قلیایی) با 6/7= ph مشخص گردید. قلیایی بودن محیط مانع حلالیت برخی عناصر سنگین در آب منطقه شده و گسترش آنها را بسیار کم و ناچیز نموده است. گوگرد، کلسیم، منیزیم، سدیم، پتاسیم و استرانسیوم که حلالیت بیشتری در آب دارند به ترتیب 3/9، 69/7، 44/4، 78/1، 6/2 و 2/4 برابر افزایش را در آب زیرزمینی پایین دست و 5/10، 84/2، 56/1، 43/1، 12/1 و 35/4 برابر افزایش را در خاک های پایین دست منطقة معدنکاری نسبت به بالادست منطقة معدنکاری نشان دادند. معدنکاری بیش از همه باعث افزایش غلظت یون های سولفات و ca (به ترتیب: ppm 4/44 و ppm 2/4) در آب های پایین دست گردیده است. مشاهدات صحرایی و حضور کا نی های کلسیت و ژیپس مقدار بالای کربنات و سولفات خنثی شده توسط عناصری مانند ca را در محیط مشخص می سازند. نتایج xrd و مطالعة مقاطع نازک حضور کانی های کلسیت، کانی های رسی و کوارتز را در محیط معلوم می سازند. آنالیز نمونه های باطله ذغال و سینه کار برداشت شده مشخص کرد که باطله های ذغال مقادیری بیشتر از مس، آنتیموان و باریم با میانگین غلظت (برحسب ppm) 35/49، 46/0 و 1/98 را نسبت به باطله های سینه کار در خود جای داده اند. از آنجایی که گوگرد، آرسنیک و آهن ارتباط بسیار زیادی با هم نشان می دهند، فراوانی آنها به محتوای پیریتی نمونه ها نسبت داده شد. به دلیل بالا بودن ph باطله ها (به طور میانگین 77/7) بسیاری از فلزات سنگین تغییرات اندکی را نشان می دهند، در صورتی که عناصر متحرک تر مانند گوگرد که در باطلة جدید سینه کار به میزان ppm 2000 وجود دارد در افق cm 0-20 و cm 20-60 روی دامنة باطله های سینه کار قدیمی (25 ساله) به ترتیب غلظت ppm 4400 و ppm 7600 را یافته است. به طور کلی با توجه به ادامة فعالیت معدنکاری، آلودگی شدید آب و خاک منطقه در آینده پیش بینی می شود.