لجن آندی تصفیه الکتریکی مس که به طور خلاصه لجن آندی نامیده می شود، در کف سلولهای تصفیه الکترولیتی مس ته نشین شده و جمع آوری می گردد. این لجن از ترکیبات آندی که در الکترولیت نامحلولند تشکیل شده‏است و شامل عناصر با ارزش مانند نقره، طلا، سلنیم، تلوریم و باریت می باشد. به همین دلیل به عنوان منبع ثانویه برای استخراج طلا و نقره و دیگر عناصر با ارزش مورد توجه قرار گرفته است. در این تحقیق روندی کاملاً هیدرومتالورژیکی برای بازیابی نقره از لجن مس آندی ارائه شده است. پس از تهیه محلول لیچ نیتریکی از لجن مس آندی، در مرحله اول برای جدایش نقره از ناخالصی های فراوان موجود در محلول لیچ نیتریکی، نقره بشکل نمک نامحلول کلرید نقره توسط محلول نمک کلرید سدیم رسوب داده شده است. در ادامه از اسید نیتریک رقیق جهت حذف ناخالصی های رسوب کلرید نقره تولیدی استفاده شده و پس از افزایش خلوص کلرید نقره، آزمایش های لیچینگ آمونیاکی به روش سطح پاسخ – چیدمان مرکب مرکزی طراحی گردیده و مدل لیچینگ آمونیاکی پس از مراحل نقص برازش ارائه شده است. با استفاده از این مدل اثر پارامترها در انحلال نقره در محلول آمونیاکی تعیین و شرایط بهینه انحلال توسط حل مدل ارائه شده است. با انجام آزمایش های ارائه شده، شرایط بهینه لیچینگ آمونیاکی کلرید نقره در غلظت آمونیاک 5/12%، زمان 24 دقیقه، دور همزن rpm 500 مورد تائید قرار گرفته است. در ادامه، با استفاده از احیاءکننده بروهیدرات سدیم، نقره فلزی از محلول دی آمین نقره با شرایط بهینه شامل دمای °c 40، نسبت استوکیومتری 5/2به 8 (بروهیدرات به نقره) و زمان 10 دقیقه بازیابی شده است که خلوص نقره به روش آنالیز edax 100% بدست آمد.. با توجه به اهمیت یافتن فرآیند های تولید نانوفلزات طی سالهای اخیر، امکان تولید نانوذرات نقره از محلول دی آمین نقره (محلول لیچ) با پلیمر peg مورد بررسی قرارگرفت. نانوذرات کروی با قطر حدود 50 تا 70 نانومتر با این پلیمر و پیش ماده تولید شد و اثر نسبت مولی پلیمر به محلول دی آمین بررسی شد. برای تعیین سینتیک و مکانیسم انحلال کلرید نقره در آمونیاک، از دیسک کلرید نقره برای آزمایش های سینتیک در دماهای 5، 10، 15 و °c 25 استفاده شد. با انطباق مدل های مختلف سینتیکی، بهترین انطباق با مدل ترکیبی avrami حاصل شد و انرژی فعالسازی واکنش با بکارگیری این مدل برابر kj/mol 25 تعیین شد. همچنین از انطباق نسبی مدل های نفوذ با داده های سینتیکی، مکانیسم نفوذ مکانیسم غالب در این واکنش معرفی شد.

معدن پشت بادام یزد در فاصله 28 کیلومتری از جاده ی اصلی ساغند-رباط قرار گرفته است. شناسایی سنگ نمونه ی این معدن از طریق آنالیزهای شیمیایی xrd و مطالعات میکروسکوپی انجام پذیرفت. طی این مطالعات کانی های فلدسپات، کوارتز، میکا و تورمالین شناسایی شده و مقدار درصد آنها به ترتیب بّرابر با 64، 26،7 و3 درصد تعیین شد، در ضمن کلیه آنالیزها بر اساس آنالیز تصویری انجام پذیرفت که عیار بصورت درصد سطحی هر کانی در نظر گرفته شد و بر اساس این آنالیز، در هر تست درصد سطحی کانی های فلدسپات، میکا و تورمالین مورد آنالیز تصویری قرار گرفت و مقدار آنها در هرتست اندازه گیری شد. هدف از تحقیق جداسازی کانی های میکا و تورمالین از نمونه ی فلدسپات بود. برای این کار از روش ثقلی مارپیچ همفری، روش مغناطیسی و همچنین روش فلوتاسیون استفاده گردید. برای نمونه ی فلدسپات درشت دانه از روش ثقلی مارپیچ همفری به دلیل اختلاف در وزن مخصوص کانی-های میکا، تورمالین با فلدسپات استفاده شد. آزمایش های مارپیچ همفری با در نظر گرفتن فاکتورهای تاثیرگذار و قابل کنترل دبی و زاویه دریچه تحتانی مارپیچ انجام پذیرفت که طی آن میکا با میزان بازیابی وزنی02/76درصد و عیار(درصد سطحی کانی میکا) 45/0 درصد، تورمالین با بازیابی وزنی 41/64درصد و عیار(درصد سطحی) 5/1 درصد از نمونه ی فلدسپات جدا گردید. جهت فراوری نمونه ی فلدسپات ریز دانه از روش های فلوتاسیون با انجام طراحی آزمایش(روش تاگوچی) جهت حذف میکا و روش مغناطیسی- فلوتاسیون برای حذف تورمالین استفاده شد که طی آن و تحت شرایط بهینه فلوتاسیون میکا با بازیابی وزنی22/71درصد و عیار(درصد سطحی کانی) 3/1درصد، تورمالین با بازیابی وزنی85/98درصد و عیار سطحی 3/4 از نمونه ی مورد نظر جدا گردید. آنالیز نمونه ها با استفاده از روش آنالیز تصویری(پردازش تصویر) و نرم افزارclemex vision 3.5 انجام پذیرفت که طی آن از نمونه ها عکس گرفته شد و مساحت در بر گیرنده هرکدام از کانیها با استفاده از نرم افزار clemex vision 3.5 بدست آمد سپس با انجام یک سری محاسبات واحد سطح به واحد حجم و سپس به واحد وزن تبدیل شد. لازم به توضیح می باشد که کل بازیابی ها بصورت بازیابی وزنی محاسبه شدند.

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.

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.

در طراحی کارخانه تغلیظ مجتمع مس شهربابک (میدوک) برای مرحله رافر 5 عدد ستون پیش بینی شده است که طبق طراحی اولیه باید 75 درصد کنسانتره نهایی را تولید کنند ولی متاسفانه بنا به دلایل مختلف این ستون ها به هیچ وجه کارایی نداشته و کف گیری از آن ها انجام نمی شود. این امر باعث افزایش دبی ورودی مواد با ارزش به سلول های رمق گیر رافر نسبت به مقدار طراحی شده می گردد که کاهش کارایی مدار (بازیابی و عیار) را به دنبال دارد. در طی چند سال گذشته تحقیقاتی در مدار رمق گیر رافر انجام گردید ولی متاسفانه هیچ کدام از این تحقیقات به نوع و غلظت مواد شیمیایی که یکی از مهم ترین پارامترهای موثر در فلوتاسیون می باشد نپرداخته است. در این تحقیق با استفاده از روش های آماری غلظت مواد شیمیایی استفاده شده در مدار رمق گیر رافر به منظور دستیابی به حداکثر میزان بازیابی در مقیاس آزمایشگاهی بهینه شد. با توجه به نتایج بدست آمده 99/8 گرم بر تن z11 ، 80/22 گرم بر تن flomin ، 05/5 گرم بر تن a3477 ، 52/12 گرم بر تن a65 و 68/7 گرم بر تن a70 به عنوان مقادیر شرایط بهینه جهت رسیدن به بازیابی حداکثر تعیین گردید. در ادامه با استفاده از غلظت های بهینه بدست آمده، چندین سیستم توزیع مواد شیمیایی در طول سلول های فلوتاسیون مورد مطالعه قرار گرفته و رفتار این سیستم ها در محدوده های ابعادی مختلف در طول زمان فلوتاسیون تعیین شد. نقاط سه گانه افزایش مواد شیمیایی ابتدای تانک آماده سازی، سلول چهارم و سلول هفتم در نظر گرفته شد. با توجه به نتایج بدست آمده در این قسمت مشخص گردید که در زمان های ابتدایی فلوتاسیون سیستم توزیع 0-0-100 بیشترین بازیابی را در محدوده های ابعادی مورد بررسی داشته ولی به مرور زمان عملکرد سیستم توزیع 20-20-40 بهبود یافته به طوری که در پایان فلوتاسیون بیشترین بازیابی در اکثر محدوده های ابعادی (به جز ذرات کوچک تر از 20 میکرون) بدست می آید. بازیابی و عیار کلی حاصل از سیستم توزیع 20-20-40 به ترتیب برابر با 85/93 و 33/9 درصد می باشد.

روش معمول فروشویی مس، استفاده از اسید سولفوریک می باشد، اما در مواردی، استفاده از فروشویی اسیدی مس غیر اقتصادی است که نیاز به استفاده از واکنشگرهای دیگر را ایجاب می کند. در مطالعه اخیر برای بررسی فروشویی کانه کربناته مس، مالاکیت، در محیط آمونیاکی از ترکیب هیدروکسید آمونیوم و کربنات آمونیوم استفاده شد. از روش تاگوچی به منظور طراحی آزمایش ها و بررسی رفتار پارامترهای غلظت آمونیاک، دبی پاشش، دانه بندی وزمان فروشویی استفاده گردید. بر اساس این طرح، برای هر پارامتر سه سطح انتخاب و با توجه به جدول 9l تاگوچی، آزمایش های لازم انجام گردید. در نهایت، با بررسی تاثیر پارامترهای فوق بر میزان بازیابی مس اکسیدی، مقدار بهینه پارامترها به ترتیب 40 گرم بر لیتر، 6/15 لیتر بر متر مربع ساعت، 75/4-1 میلیمتر و 10 روز تعیین گردید. بررسی ها نشان دادند که غلظت آمونیاک و دانه بندی کانسنگ، موثرترین پارامترها هستند و بازیابی مس با رابطه زیر قابل بیان می باشد: بازیابی مس (درصد) = 86/71 + 91/5×a + 34/4×c + 15/0×d که در آن، a، c و d به ترتیب غلظت آمونیاک، دانه بندی کانسنگ و زمان فروشویی می باشند. همچنین با انجام آزمایش نهایی که در جهت تایید شرایط بهینه بدست آمده از روش تاگوچی انجام شده است، بازیابی 6/80 درصدی برای مس اکسیدی بدست آمد. کلمات کلیدی: فروشویی آمونیاکی مس، طراحی آزمایش ها، معدن مسکنی

عملکرد مدارهای آسیاکنی تأثیر بسزایی در فرآیندهای بعد از آن دارد. شبیه سازی پایای فرآیند خردایش ابزاری است که توسط آن می توان تخمینی مناسب از نحوه ی عملکرد یک فرآیند به دست آورد و از این طریق در جهت بهبود کارائی آن اقدام نمود. تمرکز این پایان نامه بر طراحی شبیه ساز پایای مدارهای خردایش شامل آسیای گلوله ای و هیدروسیکلون به عنوان ابزاری در جهت نیل به این هدف بوده است. در این پایان نامه، شبیه ساز اختصاصی مدار خردایش کارخانه ی فرآوری طلای زرشوران بر پایه ی روش شبیه سازی ترتیبی واحد به واحد طراحی شد. با داشتن پارامترهای شکست ماده ی معدنی شامل تابع انتخاب و تابع شکست ماده ی معدنی، توزیع زمان ماند مواد در آسیای گلوله ای و همچنین پارامترهای اختصاصی هیدروسیکلون می توان مدارهای خردایش متشکل از واحدهای مذکور را با دقت بالایی توسط این شبیه ساز، شبیه سازی نمود. الگوریتم های محاسبه ی برگشتی، در مواردی که امکان تعیین پارامترهای بحرانی مورد نیاز در شبیه سازی به صورت مستقیم وجود نداشت، طراحی و مورد استفاده قرار گرفت. شبیه ساز طراحی شده پس از تحصیل و سپس تلفیق داده های حاصل از اندازه گیری و در نهایت، واسنجی مدل های مربوط به واحدهای موجود در مدار خردایش کارخانه ی زرشوران، آزموده شد. در محاسبه ی پارامترهای ورودی شبیه ساز طراحی شده از هیچ نرم افزار جانبی دیگری استفاده نشد و سعی شد تمام محاسبه های لازم جهت شبیه سازی یک مدار خردایش توسط همین بسته ی شبیه-سازی انجام شود تا فهم جامعی از تمامی زوایای چنین شبیه سازی در این پروژه حاصل شود. نتایج شبیه سازی ها با دقت بالایی بر داده های اندازه گیری شده در نمونه برداری از کارخانه منطبق هستند. به علاوه نشان داده شد که استفاده از داده های اصلاح شده در فرآیند واسنجی مدل ها، منجر به نتایج بسیار بهتری در شبیه سازی می شود. این موضوع با مقایسه ی نتایج حاصل از شبیه سازی با استفاده از سه دسته داده شامل داده های اولیه، میانگین داده ها و داده های تلفیق شده تأیید شد. بیشترین میزان خطا از مقدار 08/18 درصد در مورد دبی مواد جامد خشک خروجی از آسیای گلوله ای، زمانی که از داده های میانگین برای شبیه سازی استفاده شد، به مقدار 57/4 درصد در مورد دبی آب در جریان ته ریز هیدروسیکلون، زمانی که از داده های تلفیق شده برای شبیه سازی استفاده شد، کاهش یافت.

در این تحقیق قابلیت شناوری کالکوپیریت و کالکوسیت با کنترل پتانسیل اکسایش-کاهش سیستم در غیاب کلکتورهای مرسوم و با استفاده از روش میکروفلوتاسیون و در حضور نیتروژن مورد بررسی قرار گرفت. نتیجه مطالعات نشان می دهد که کالکوپیریت در phهای 4 و 6، در نواحی اکسایشی جزئی به خوبی شناور می شود در حالی که در شرایط احیایی و اکسایش شدید بازداشت می شود. ماکزیمم بازیابی وزنی به مقدار 83 درصد در 4=ph و پتانسیل287 میلی ولت( نسبت به الکترود ag/agcl ) حاصل شد. نمودار ولتامتری چرخه ای کالکوپیریت در محیط اسیدی نشان داد که در پتانسیل 600 میلی ولت یک واکنش اکسیداسیون رخ می دهد که در نتیجه آن ترکیبات آبپذیر تیوسولفات تشکیل می شود. استفاده از سولفید سدیم به عنوان عامل حذف ترکیبات سطحی آبپذیر موجب بازداشت کالکوپبریت تازه شد. بازیابی وزنی کالکوپیریت شدیدا اکسید شده در غیاب سولفید سدیم 49 درصد بدست آمد که در حضور سولفید سدیم 01/0 مولار به 54 درصد افزایش یافت. در محیط قلیایی و اکسایشی-کاهشی قابلیت شناوری کالکوپیریت بسیار ضعیف بود. هم چنین نتایج فلوتاسیون بدون کلکتور کالکوسیت در phهای 4 و 9 نشان داد که کالکوسیت در شرایط نسبتا احیایی شناور می شود در حالی که در شرایط اکسایشی قابلیت شناور شدن کالکوسیت بسیار ضعیف است. مطالعات ولتامتری چرخه ای کالکوسیت نشان داد که در پتانسیل 250 و 100 میلی ولت به ترتیب در phهای 4و 9 یک واکنش اکسیداسیون رخ می دهد که طی آن ترکیبات آبپذیر سطحی تشکیل و موجب بازداشت کالکوسیت می شود. در هر دو ولتاموگرام مربوط به نمونه های کالکوسیت یک پیک کاتدیک در محدوده پتانسیل منفی (100- و 200- میلی ولت به ترتیب در phهای 4 و 9 ) ظاهر شد که طی آن ترکیبات ناشی از واکنش های اکسایشی، احیا و ترکیبات آبران تشکیل و نهایتا فلوتاسیون بهبود یافت. استفاده از سولفید سدیم در پالپ حاوی کالکوسیت تازه و اکسید شده موجب بهبود فلوتاسیون بدون کلکتور این کانی شد. بازیابی هر دو نمونه کالکوپیریت و کالکوسیت در حضور هوا به علت تشکیل ترکیبات آبپذیر ناشی از اکسیداسیون، کمتر از حالتی بود که نیتروژن استفاده شد.

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.

گوگرد موجود در کنسانتره آهن باعث شکنندگی و تردی فولاد در دمای بالا می شود و سوختن آن در گندله سازی آلودگی هوا را به دنبال دارد، لذا میزان گوگرد در احیای مستقیم نباید از 2/0 درصد و در کوره بلند از 1/0 تا 2/0 درصد تجاوز نماید. با توجه به اینکه شهر سیرجان در منطقه کم آبی قرار دارد و تصفیه آب و شیرین کردن آن هزینه بر است، لذا در تحقیق حاضر با استفاده از آب شوری که از چاه های داخل معدن به داخل حوضچه ها پمپ می شود و دبی در حدود 72 لیتر بر ثانیه دارد، به بررسی گوگردزدایی از کنسانتره آهن معدن گل گهر با استفاده از روش فلوتاسیونپرداخته شد. با استفاده ازمطالعات مقاطع صیقلی، آزمایش های لوله دیویس و فلوتاسیون که در دانه بندی هایی در d80 های معادل 63، 77، 94 و 105 میکرون انجام شد، دانه بندی بهینه، دانه بندی با d80 معادل 77 میکرون تعیین شد. به منظور انتخاب فعال کننده مناسب برای سطح کانی پیریت از بین سه فعال کننده کربنات سدیم، سولفات مس و سولفید هیدروژن سدیم و همچنین دستیابی به سطوح مناسب مواد شیمیایی مصرفی برای انجام آزمایش های فلوتاسیون به روش فاکتوریل نامنظم، از روش تک عامل در زمان استفاده شد. در7=ph، و در مقادیر 120، 80 و120 گرم بر تن به ترتیباز پتاسیم آمیل زنتات، mibc و سیلیکات سدیم، بالاترین میزان کارایی جدایش گوگرد به دست آمد. از میان فعال کننده های کانی پیریت، فعال کننده کربنات سدیم که دارای بالاترین کارایی جدایش گوگرد بود برای انجام آزمایش های بعد انتخاب شد. با استفاده از روش فاکتوریل نامنظم از میان 8 پارامتر در نظر گرفته شده پارامترهای ph، زمان کف گیری، درصد جامد و زمان آماده سازی پارامترهای مهم و تأثیر گذار در مدل برازش شده هستند. نهایتاً با بهینه سازی نتایج به دست آمده، بالاترین میزان کارایی جدایش گوگرد در فلوتاسیون پیریت با آب شور 04/74 % به دست آمد.

در این پروژه بررسی افزودن نقره و پیریت، مخصوصاً تاثیرات نسبت نقره به پیریت افزوده شده و تاثیر آن ها در میزان استخراج مس در انحلال کالکوپیریت مورد بررسی قرار گرفت. تا کنون آزمایش-ها و تحلیل های گوناگونی برای درک تاثیرات نقره در فرآیند گالوانیکی انجام گرفته است اما هدف تعیین شرایط بهینه ای برای فرآیند گالوانیکی با افزودن نقره بیان شده است. در این تحقیق برای بهبود فرآیند گالوانیکی و بررسی تاثیر پارامترهای گوناگون برای افزایش استخراج مس و در عین حال تاثیر میزان نقره بکار گرفته شده، آزمایش های مختلفی طراحی و انجام شد. انحلال کنسانتره کالکوپیریت مس سونگون در حضور پیریت و در شرایط مختلف از جمله پتانسیل اکسایش-کاهش محلول، دما، غلظت اولیه اسید و مقدار کلرید بررسی شد. مطالعات لیچینگ نشان داد، پیریت اثر قابل توجهی بر انحلال کالکوپیریت دارد که علت اصلی آن تشکیل پیل گالوانیک بین کالکوپیریت و پیریت می باشد. نقره نیز از جمله پارامترهای تاثیر گذار بود. در این فرآیند یون های نقره با لایه گوگردی واکنش می دهند. اگر چه میزان واکنش نقره با لایه گوگردی بسیار پایین است ولی این واکنش اندک مقاومت این لایه را به میزان قابل توجهی کاهش می دهد. کاهش مقاومت الکتریکی لایه گوگرد اجازه می دهد تا انتقال الکترون از کالکوپیریت به پیریت در یک نرخ کافی برای حفظ فرآیند انحلال تداوم داشته باشد. سایر پارامترها از جمله دما، پتانسیل اکسایش-کاهش محلول و غلظت اولیه اسید اثر قابل توجهی بر انحلال کالکوپیریت دارند. نتایج آزمایش های انجام شده بر کنسانتره کالکوپیریت در حضور پیریت و نقره نشان داد که در حالت بهینه (سرعت همزدن 1000 دور در دقیقه، نسبت پیریت به کالکوپیریت 3، مقدار ppm 150 کلرید نقره، پتانسیل اکسایش-کاهش محلول 470 میلی ولت(ag/agcl)، دمای 80 درجه سانتی گراد و غلظت اولیه اسید 25 گرم بر لیتر) بازیابی به بیشتر از 95 درصد در کمتر از 10 ساعت می-رسد.

فلوتاسیون سولفیدها دارای اهمیت خاص بوده و این فرآیند تحولی بزرگ را در فرآوری مواد معدنی بویژه سولفیدهای غیر آهنی بوجود آورده است. در حال حاضر بیش از 90 درصد از سولفیدهای فلزات پایه مانند مس، سرب، روی و... با این فرآیند پرعیار می شوند در این پژوهش، کانه ی سولفید توده ای مس – روی تکنار، واقع در 28 کیلومتری شمال غربی شهرستان بردسکن (استان خراسان) به روش فلوتاسیون پرعیار شده است. کانه ی حاضر از نوع ذخایر سولفید توده ای غنی از مگنتیت (20%) است که از این نظر، نوع جدیدی از ذخایر سولفید توده ای در دنیا با کانی های سولفیدی شامل کالکوپیریت، اسفالریت، پیریت و مقادیر ناچیزی از گالن است. عیار مس و روی در این کانه به ترتیب 266/1 % و 5/3 % می باشد. برای پرعیارسازی اولیّه ی این کانه از روش فلوتاسیون تفریقی استفاده شده است. بدین منظور در مرحله ی اول فلوتاسیون تفریقی کالکوپیریت از 4 نوع مخلوط کلکتوری آئرو3477+sipx (30g/t)، آئرو 238+sipx (48g/t)، tc1000+sipx (15g/t) و x231+sipx (35g/t) با نسبت 2 به 1 و دو سیستم بازدارندگی سیانید سدیم – سولفات روی و دکسترین – سولفات روی، برای بازداشت پیریت و اسفالریت استفاده شده است. در هر دو مرحله، از آهک برای تنظیم ph در بازه 8-12 استفاده شده است و درصد جامد در مراحل اول و دوم فلوتاسیون به ترتیب 30 % و 5/25 % بوده است. نتایج نشان می دهد که در مرحله ی فلوتاسیون کالکوپیریت، مخلوط کلکتوری آئرو 238+ sipx دارای بهترین اثر انتخابی بین مس و روی بوده است و مخلوط های کلکتوری آئرو 238+ sipx و x231+sipx بهترین حالت انتخابی را علیه پیریت ایجاد نموده اند. در مورد بازدارنده ها نیز، هرچند سیانید سدیم نسبت به دکسترین برای بازداشت پیریت موثرتر بوده اما در مرحله ی فلوتاسیون اسفالریت سبب کاهش بازیابی روی و افزایش میزان مصرف فعال کننده شده است. نتایج بهینه سازی نشان می دهد که در مورد فلوتاسیون کالکوپیریت، در ph=10/53، با سیستم بازدارندگی سیانید سدیم – سولفات روی و مخلوط کلکتوری آئرو 238+ sipx، بازیابی مس، بازیابی روی در کنسانتره ی مس و میزان پیریت، به ترتیب برابرند با:37/89 %، 54/33% و 825/1 % . در مرحله ی دوم نیز، بهترین حالت برای فلوتاسیون اسفالریت، استفاده از سیستم دکسترین – سولفات روی در ph=10/13، 13/68 g/t کلکتور و میزان سولفات مس 200g/t، بازیابی 57/65 %.را برای روی موجب شده است. میانگین اتلاف کلی روی حدود 24 % بوده است