مدار نرم کنی کارخانه فرآوری سرب و روی باما شامل یک آسیای میله ای ویک آسیای گلوله ای است که آسیای گلوله ای با یک هیدرو سیکلون در مدار بسته قرار دارد. با توجه به این که وجود حداقل 80 درصد ذرات زیر 75 میکرون برای مدار فلوتاسیون مطلوب است با شرایط فعلی (حدود 70 درصد زیر 75 میکرون) نیاز به اصلاح شرایط عملیاتی سیکلون احساس شد. ابتدا با شرایط موجود طراحی دوباره سیکلونها تعداد 5 عدد سیکلون با قطر 30 سانتیمتر محاسبه شد. سپس با استفاده از مدل پلیت، مدل تجربی سیکلون به دست آمد و از آن جهت بهینه سازی شرایط سیکلون استفاده شد. آزمایشها نشان دادند که پس از پنج تکرار از فرایند مدل سازی، ضرائب نهایی مدل برای عوامل بازیابی سیال، کیفیت جدایش، تقسیم حجمی جریان، افت فشار و حد جدایش تصحیح شده به ترتیب 1/079، 2/292، 1/165، 1/135 و 0/365 به دست آمد. بررسی کارایی مدارآسیاکنی از نظر میزان مصرف انرژی نشان داد که کارکردآسیاها درشرایط مطلوبی نیست. نمونه برداری ها نشان داد که افزایش تناژ تا حدودی می تواند کارکرد آسیاها را به شرایط مطلوب نزدیک کند. به همین دلیل پیشنهاد شد که سنگ شکنهای مخروطی موسوم به ماسه ساز دوباره به مدار برگردانده شود.

چکیده کلرور پتاسیم با فرمول شیمیایی kcl و با نام تجاری پتاس، از فرآوری کارنالیت (kcl.mgcl2.6h2o) حاصل می­شود. درطرح پتاس، واقع در پلایای خور­و­بیابانک، از شورابه­ها برای استحصال این ماده ارزشمند استفاده می­شود. عملیات فلوتاسیون کارخانه پتاس، بخش مهمی از فرآیند کلی را در بر می­گیرد که شامل جدایش نمک (nacl) از کارنالیت است. در سیستم فلوتاسیون معکوس، نمک شناور و جداسازی انجام می­شود. در تحقیق آزمایشگاهی حاضر، تأثیر غلظت کلسیم کلرید در فلوتاسیون دو نوع کارنالیت: مرغوب و با نمک بالا، مورد بررسی قرار گرفت. از آنجایی که در عملیات فلوتاسیون، رفتار فاز گازی به طور محسوسی متأثر از میزان کلسیم کلرید بود، تأثیر کف سازهای مختلف مورد مطالعه قرار گرفت. در فلوتاسیون کارنالیت، از کلکتور آرموفلوت 619 استفاده می­شود. در روش جدید اختلاط مواد شیمیایی، با کمک یک ماده شیمیایی ساخت داخل (کف سازpeb 70 ) در کنار آرموفلوت، نتایج بهتری حاصل گردید. با شیوه جدید اختلاط، این ترکیب در آزمایشگاه حدود 13% حذف نمک را افزایش داد. این نتایج در دانسیته محلول در گردش 350/1 حاصل گردید. با این روش در مقیاس نیمه صنعتی، (محلول در گردش با دانسیته استاندارد)، حذف نمک به میزان 7% افزایش یافت.

یکی از کانی های حاوی عناصر نادر خاکی، آپاتیت است. آنالیز نمونه های کنسانتره فسفات اسفوردی بافق، حاکی از وجود حدود 2/1 درصد اکسیدهای عناصر نادر خاکی است. در فرآیند تولید اسید فسفریک به روش مرطوب، کنسانتره آپاتیت با اسید سولفوریک، تحت فرآیند فروشویی (لیچینگ) قرار می گیرد. با فیلتراسیون، محلول اسید فسفریک از رسوب جامد سولفات کلسیم بنام فسفوژیپس (caso4.2h2o) جدا می شود. بیش از 70 درصد عناصر نادر خاکی در فسفوژیپس باقی می ماند. برای بررسی امکان استحصال عناصر نادر از فسفوژیپس، نمونه های فسفوژیپس بدست آمده در مقیاس آزمایشگاهی، مورد مطالعه قرار گرفت. این نمونه ها حاوی 7/0-8/0 درصد اکسید عناصر نادر است. بعد از عبور دادن نمونه از سرند 20 مش، عمل انحلال با استفاده از اسید نیتریک و اسید سولفوریک به روش فروشوئی همزنی در دمای 80 انجام شد. محلول شامل یون های ca2+، (po4)3-، fe3+، ree3+ و دیگر عناصر است که با افزودن محلول اگزالیک اسید، رسوب اگزالیک لانتانیدها و کلسیم تشکیل می گردد. سپس با کلسیناسیون رسوب حاصله در دمای 900، اکسید لانتانیدها بدست می آید. به منظور خالص سازی اکسید لانتانیدها، با حل نمودن نمونه در محلول اسید نیتریک و سپس افزودن محلول آمونیاک، هیدروکسید لانتانید تشکیل و با کلسیناسیون رسوب مذکور در دمای 900 اکسید لانتانیدهای خالص تر بدست آمد. عوامل موثر بر فرآیند استحصال عناصر، عبارت اند از: غلظت اسید نیتریک، نسبت محلول به جامد و زمان. در این تحقیق، میزان بهینه هر کدام از عوامل مذکور به ترتیب 25 درصد، 8/2 و 5/2 ساعت تعیین گردید. تحت این شرایط، بیشترین بازیابی اکسید لانتانیدها 5/51 درصد بدست آمد.

در کارخانه استحصال مگنتیت مجتمع گل گهر، فرآوری سنگ آهن ابتدا به روش خشک و محصول میانی آن به روش تر صورت می گیرد. با توجه به استفاده از جداکننده های مغناطیسی شدت پایین، باطله خشک تولید شده در این کارخانه(سالانه بیش از 5/2 میلیون تن) حاوی مقدار قابل توجهی کانی های آهن دار بخصوص هماتیت است. لذا مجتمع اقدام به تأسیس خط استحصال کنسانتره هماتیتی از باطله های خشک با ظرفیت تولید سالانه 350 هزار تن کنسانتره نموده است که در حال راه اندازی می باشد. با توجه به تغییر مشخصات خوراک، باطله تولیدی نیز در سالهای اخیر در مقایسه با سالهای ابتدایی بهره برداری تغییرات قابل توجهی نموده است. هدف اصلی این تحقیق، مطالعه رفتار باطله های خشک جدید در فلوشیت طراحی شده کارخانه در قالب انجام مجموعه تست هایی در مقیاس آزمایشگاهی و بهینه سازی پارامتر ها برای تولید کنسانتره سنگ آهن قابل فروش است. برای تولید این کنسانتره به ترتیب مرحله پیش فرآوری پرعیارسازی توسط مارپیچ، جدایش مغناطیسی شدت پایین و شدت بالای تر و مرحله بیش فرآوری سولفور-زدایی از کنسانتره توسط فلوتاسیون پیشنهاد شد. در پرعیارسازی توسط مارپیچ ضمن بررسی عملکرد سه مارپیچ متفاوت، تأثیر درصد جامد پالپ و دبی آب شستشو، بهترین مارپیچ انتخاب شد. پیشنهاد شد که درصد جامد حداقل 28 و دبی آب شستشو 12 لیتر بر دقیقه بوده و مدار شامل مارپیچ رافر، کلینر 1 و کلینر2 باشد. در جدایش مغناطیسی تر شدت پایین، ضمن استفاده از جداکننده استوانه ای هم جهت سرعت بهینه گردش استوانه 48 دور بر دقیقه تعیین شد. برای جدایش مغناطیسی تر شدت بالا، از جداکننده شدت متغیر طرح جونز استفاده شد. شدت بهینه میدان مغناطیس 5500 گاوس تعیین شد. پیشنهاد شد فلوتاسیون معکوس پیریت در 5/4=ph و توسط 300 گرم بر تن کلکتور آمیل زنتات پتاسیم و با حداکثر زمان کفگیری انجام شود. انجام مرحله کلینر در فلوتاسیون تأثیر بارزی نداشت. نتایج نشان داد d_80 مناسب در مراحل جدایش مغناطیسی و فلوتاسیون 80 میکرون است. در نهایت کنسانتره ای با بازیابی آهن حدود 60% و با عیار بیش از 67% و عیار گوگرد 177/0% و فسفر 085/0% بدست آمد که تمامی شرایط کنسانتره قابل فروش آهن برای عملیات گندله سازی را داراست.

یکی از ناخالصی های همراه زغالسنگ، گوگرد است که به دو صورت آلی و معدنی وجود دارد. میزان گوگرد بیش از حد مجاز در کنسانتره زغال و انتقال آن به مرحله کک سازی، سبب تولید کک نامرغوب می شود. این کک در کوره های احیا مستقیم ذوب آهن، باعث تولید چدن و فولاد نامرغوب می شود. همچنین وجود گوگرد در زغالسنگ های حرارتی موجب تولید گاز so2 می شود که اثرات زیست محیطی نامطلوبی دارد. روش های متفاوت شیمیایی، فیزیکی و بیولوژیکی برای حذف انواع ترکیبات گوگردی موجود در زغالسنگ، مورد بررسی قرار گرفته است. در سال های اخیر با پیشرفت بیوتکنولوژی و معدنکاری میکروبی راهکارهای جدیدی برای گوگردزدایی از زغالسنگ مطرح شده است. در تحقیق حاضر، امکان پیریت زدایی از زغال سنگ طبس به روش بیوفلوتاسیون در مقیاس آزمایشگاهی مورد مطالعه قرار گرفت. در این روش با استفاده از باکتری های گوگردزدا، پیریت موجود در پالپ شامل زغالسنگ بازداشت می شود. به منظور انجام آزمایش های بیوفلوتاسیون، نمونه ای از لایه c1 معدن زغالسنگ پروده 2 طبس گرفته شد و پس از خردایش تا ابعاد زیر 500 میکرون، آنالیز سرندی شد. سه گونه باکتری تیوباسیلوس فرواکسیدانس، تیوباسیلوس تیواکسیدانس و لپتوسپیریلوم فرواکسیدانس از بانک میکروبی مجتمع مس سرچشمه کرمان تهیه و در محیط کشت 9k، کشت داده شد. آزمایش های بیوفلوتاسیون در سلول فلوتاسیون denver انجام شد و تاثیر عوامل مختلف از قبیل درصد جامد پالپ، اندازه ذرات زغالسنگ، دانسیته باکتریایی، زمان ماند و عملکرد باکتری های مختلف بر بازداشت پیریت مورد بررسی قرار گرفت. نتایج نشان داد که با استفاده از این روش، پیریت به میزان متوسط 62 درصد و گوگرد کلی به میزان متوسط 35 درصد کاهش می یابد.

آسیای اولیه واحد نیمه صنعتی سنگ آهن گل گهر یک آسیای نیمه خودشکن تر با نسبت طول به قطر 1??? است که شباهت زیادی به آسیای گلوله ای دارد. در این تحقیق امکان استفاده از این آسیا به عنوان یک آسیای گلوله ای برای تولید محصولی با d80 ریزتر از ??? میکرون از مواد برگشتی آسیاهای خودشکن کارخانه فرآوری بررسی شد. برای این منظور طراحی آستر و گلوله بر اساس خوراک جدید انجام شد. حداکثر ابعاد گلوله مورد نیاز که از متوسط سه رابطه تجربی به دست آمد، ?? میلیمتر محاسبه شد. به منظور تعیین پارامترهای بهینه آسیا برای تولید محصول مطلوب از شبیه سازهایusimpac3 و bmcs تحت matlab استفاده شد. به منظور شبیه سازی نیاز به پارامترهایی از جمله توابع شکست و انتخاب، پارامترهای توزیع زمان اقامت آسیا، تناژ و درصد جامد خوراک ورودی، دانه بندی خوراک و محصول آسیا و غیره بود. پس از نمونه برداری از انبار بار برگشتی و انجام آزمایش های خردایش در آزمایشگاه و تعیین ماتریس تابع شکست مشخص شد که تابع شکست همسان شونده است. زمان اقامت متوسط آسیا با استفاده از نرم افزار rtdwen برابر ????? دقیقه به دست آمد. تابع انتخاب برای ? سری نمونه گیری از آسیا با استفاده از نرم افزار ngotcنسخه ??? به دست آمد. نتایج حاصل از تأثیر ابعاد گلوله بر تابع انتخاب نشان داد که در قطر گلوله ?? میلیمتر بیشترین نرخ خردایش ذرات حاصل می شود. نتایج حاصل از تأثیر تغییر درصد جامد بر روی تابع انتخاب نشان داد درصد جامد بهینه ?? درصد است. بهینه سازی عملکرد آسیا با نرم افزار usimpac3 انجام شد. نتایج نشان داد بهترین دبی جامد و درصد جامد برای تولید محصولی با ??d ریزتر از ??? میکرون ??? تن و ?? درصد می باشد. بهینه سازی عملکرد آسیا با نرم افزار bmcs تحت matlab و به کمک الگوریتم وراثتی انجام شد. نتایج نشان داد بهترین دبی جامد و درصد جامد برای تولید محصولی با ??d ریزتر از ??? میکرون ? تن و ????? درصد می باشد. مقایسه نتایج نشان داد شرایط بهینه حاصل از نرم افزار usimpac3 به مقدار واقعی بسیار نزدیک تر است و این نکته تنها در نقطه d80 صادق است. با وجود دقت بالای نرم افزار usimpac3 در تعیین شرایط بهینه برای تولید محصول هدف? دقت شبیه سازی نرم افزار bmcs تحت matlab در شبیه سازی توزیع دانه بندی بالاتر است. نتایج نشان داد دقت نرم افزار usimpac3 در پیش بینی قست دانه درشت و دقت نرم افزار bmcs در پیش بینی قسمت دانه ریز بالاتر بود. تأثیر تغییر سرعت و پرشدگی آسیا بر روی محصول خروجی با استفاده از نرم افزار usimpac3 شبیه سازی شد. نتایج نشان داد با افزایش سرعت آسیا تا ?? درصد سرعت بحرانی، ظرفیت آسیا افزایش می یابد. همچنین بهترین نتایج در پرشدگی ?? تا ?? درصد حاصل شد. کلمات کلیدی: بهینه سازی? شبیه سازی? خردایش? الگوریتم ژنتیک? سنگ آهن? گل گهر

در این تحقیق، بازیابی مولیبدن در واحد پرعیارکنی مس مجتمع سونگون برای اولین بار مطالعه شد. جهت راه اندازی واحد پرعیارکنی مولیبدن در این مجتمع، لازم است که میزان بازیابی مولیبدن در واحد پرعیارکنی مس در حد مطلوب از نظر فرآیندی و اقتصادی باشد. بنابراین بررسی نحوه بازیابی مولیبدن در واحد پرعیارکنی مس و ارائه راهکار عملی جهت بهبود بازیابی آن ضروری است.

در مدار باطله خشک کارخانه بازیابی و سولفورزدایی هماتیت، باطله های تولیدی کارخانه مگنتیت (سالانه 5/2 میلیون تن)، جهت تولید کنسانتره به ترتیب مراحل پرعیارسازی توسط مارپیچ، آسیاکنی مجدد، جدایش مغناطیسی شدت پایین و شدت بالای تر و سولفورزدایی از کنسانتره توسط فلوتاسیون معکوس را طی می کنند. در این پروژه با در نظرگرفتن پارامترهای موثر در کارآیی فرآیند فلوتاسیون (درصد جامد، مقدار مصرف کلکتور و کف ساز، میزان ph پالپ و زمان آماده سازی) تأثیر مصرف بازداشت کننده و فعال کننده، نرمه گیری از خوراک فلوتاسیون و فلوتاسیون مجدد در تغییر میزان ph پالپ بررسی و با استفاده از روش تاگوچی آزمایش های مورد نظر طراحی شد. نتایج حاصل نشان داد، با مصرف به ترتیب 125، 105 و 45 گرم بر تن آمیل زنتات پتاسیم (کلکتور)، mibc (کف ساز) و سولفات مس (فعال کننده) در محیط خنثی (7 =ph)، درصد جامد پالپ 30% و زمان آماده سازی 8 دقیقه، عیار گوگرد با میزان حذف 76% تا حد مجاز 102/0% کاهش می یابد. با نرمه گیری از خوراک فلوتاسیون عیار گوگرد کنسانتره به 085/0 درصد کاهش یافت. مصرف نشاسته به عنوان بازداشت کننده تأثیری در کاهش عیار گوگرد نداشت و تنها باعث افزایش یک درصدی بازیابی جرمی آهن گردید. انجام یک مرحله فلوتاسیون مجدد (کلینر) منجر به کاهش عیار گوگرد کنسانتره تا 080/0 درصد شد.

در این پروژه از قابلیت فلوته شدن پیریت در حضور زنتات ها، جهت حذف آن از کنسانتره سنگ آهن حاصل از جدایش مغناطیسی شدت پایین استفاده گردید. در ضمن تأثیر پارامترهای مختلف مانند نوع و میزان مصرف کلکتور، میزان مصرف کف ساز، میزان مصرف سیلیکات سدیم، میزان مصرف فعال کننده، تعداد دور همزن، زمان کف گیری، فلوتاسیون مجدد، درصد جامد پالپ فلوتاسیون، نرمه گیری از خوراک فلوتاسیون و نحوه فرآوری خوراک قبل از فلوتاسیون بر کاهش عیار گوگرد مورد بررسی قرار گرفت. نتایج حاصل نشان داد با مصرف 80 و 100 گرم بر تن آمیل زنتات پتاسیم (pax) و کف ساز (mibc) عیار گوگرد به میزان قابل توجهی کاهش یافت (میزان بهینه مصرف مواد شیمیایی). مصرف سیلیکات سدیم به عنوان بازداشت کننده تأثیر چندانی بر کاهش عیار گوگرد نداشت. ضمن اینکه با مصرف 50 گرم بر تن سیلیکات سدیم بازیابی آهن به 94% رسید. در ph بین 2 تا 4، درصد جرمی 35 %، زمان آماده سازی و کف گیری به ترتیب 7 و 3 دقیقه، در شرایط بهینه مصرف مواد شیمیایی، عیار گوگرد با حذف 87 % تا حد مجاز یعنی 1/0% گوگرد کاهش یافت. با نرمه گیری از خوراک فلوتاسیون، عیار و حذف گوگرد به ترتیب 08/0% و 4/82% بدست آمد. با مصرف gr/t 50 سولفات مس به عنوان فعال کننده عیار گوگرد به 15/0% کاهش یافت. با فلوتاسیون مجدد، عیار گوگرد به 098/0% کاهش یافت و باعث کاهش بازیابی آهن شد. برای جبران این کاهش در بازیابی آهن از سیلیکات سدیم به میزان 50 گرم بر تن استفاده شد که سبب افزایش 3 % در بازیابی آهن شد.

هدف از قرار دادن آسیای ثانویه در مدار، آزادکردن ذرات قفل شده راه یافته به این قسمت میباشد. به دلیل نامناسب بودن روش باند، روشهای مختلفی جهت بررسی کارآیی مدار خردایش ثانویه بکار رفته است؛ اما هیچ کدام از آنها به عنوان روش کلی، درست تشخیص داده نشد. در این پروژه عملکرد کلی مدار خردایش ثانویه با توجه به ابعاد بار ورودی و محصول نهایی خرد شده توسط آسیای ثانویه مورد بررسی قرار گرفت. به دلیل محدود بودن اندازه ذرات کنسانتره تولیدی توسط مدار پرعیارکنی اولیه، مساحت بین منحنیهای ورودی و خروجی آسیای ثانویه در نمودار توزیع دانه- بندی برای خرد کردن ذرات قفل شده، به عنوان شاخص کارآیی آسیا در نظر گرفته شد. نتایج حاصل از روش مولفههای اصلی حاکی از این است که تأثیر تناژ ورودی خوراک پرعیارکنی اولیه، بارزتر از این سلولها در تعیین عملکرد مدار پرعیارکنی اولیه و آسیای ثانویه میباشد. منحنی کارآیی d80 هیدروسیکون در نمونه برداریها، این موضوع را تأیید میکند که ضریب نقص آن در وضعیت موجود بیشتر از طراحی اولیه مدار میباشد. حالت زین اسبی در این منحنیها نشان دهنده ناهمگنی خوراک ورودی به هیدروسیکلون و تأثیر دانسیته ذرات بر طبقهبندی آنها و همچنین متغیر بودن فشار هیدروسیکلون است.

در پژوهش حاضر، قابلیت بهره برداری از بیوسورفکتانت رامنولیپیدی تولید شده از باکتری pseudomonas aeruginosa، به عنوان کفساز در فلوتاسیون مواد معدنی مورد ارزیابی قرار گرفت. برای این منظور ابتدا، ویژگیهای فیزیکوشیمیایی و کفسازی بیوسورفکتانت تعیین و با کفسازهای شیمیایی متداول مقایسه شد. سپس، رفتار کفسازی آن در فلوتاسیون چند نمونه کانه شامل مس، فسفات، زغال و آهن در حضور و غیاب دیگر معرفهای فرایندی ارزیابی شد. نتایج مشخصه یابی فیزیکی شیمیایی نشان داد که بیوسورفکتانت تولید شده متشکل از دو ساختار مونورامنولیپید (r1c10c10) و دی رامنولیپید (r2c10c10) با خلوص 5/97% است. اندازه گیریهای کشش سطحی نیز بیانگر فعالیت سطحی بالای رامنولیپید (mn/m 29) نسبت به کفسازهای مورد مطالعه، یعنی متیل ایزوبوتیل کربینول، روغن کاج و دو نمونه پلی گلیکول اتر با وزنهای مولکولی 264 و 395 g/mol بود. این فعالیت سطحی بالا به دلیل وزن مولکولی بالا، حضور چندین عامل اکسیژنه در ساختار بیوسورفکتانت و تشکیل لایه متراکمتری از مولکولهای جذب شده رامنولیپید بر فصل مشترک آب و هوا است. ارزیابی رفتار کفسازی تعادلی و دینامیکی بیوسورفکتانت در سیستم دو فازی نشان داد که کف حاصل از رامنولیپید به مراتب پایدارتر از کف حاصل از کفسازهای مورد مطالعه است. این پایداری با نتایج مشاهده شده در سیستم سه فازی نیز مطابقت داشت. ترتیب شاخص کفسازی دینامیکی (s.dm3/mol) برای کفسازها عبارت بود از: رامنولیپید (597091) > a-65 (285655) > df-250 (210097) > mibc (34564) > روغن کاج (2/8059). مقایسه مقادیر وزن مولکولی (g/mol 577) با عدد تعادل آبدوستی/آبرانی (17/10) و شاخص کفسازی دینامیکی (s.dm3/mol 597091) با غلظت بحرانی ادغام (mol/l 6-10×9) حاکی از برتری قابلیت کفسازی بر گزینش پذیری رامنولیپید بود؛ این ویژگی، بهبود بازیابی ذرات درشت و یا با دانسیته بالا را به دنبال خواهد داشت که در ارزیابی انجام شده در فلوتاسیون کانه مس تأیید شد. بررسی قابلیت استفاده از بیوسورفکتانت به عنوان کفساز در فلوتاسیون چند نمونه ماده معدنی در قالب طرحهای آزمایشی فاکتوریلی یک فاکتوری با بلوک بندی زمانی نشان داد که افزودن این ماده در اغلب موارد بر رفتار فلوتاسیون کانیهای مورد مطالعه تأثیری بارز دارد. در کلیه آزمایشهای انجام شده، کارایی فلوتاسیون ذرات درشت و یا با دانسیته بالا که بطور عمده کانیهای آهندار را شامل می شدند، بهبود یافت. این رفتار به سه عامل نسبت داده شد: افزایش قابلیت حمل چنین ذراتی توسط بیوسورفکتانت به عنوان یک کفساز قوی، افزایش نرخ دنباله روی و بر هم کنش احتمالی رامنولیپید با این ذرات. اگر چه در حضور بیوسورفکتانت، کارایی فلوتاسیون برخی کانیها کاهش یافت، اما بهبود فلوتاسیون ذرات درشت و یا با دانسیته بالا می تواند نشان دهنده امکان استفاده از رامنولیپید در فلوتاسیون کانیهای سنگینی همچون سرب و روی باشد.

سولفور و کلر بیش از حد مجاز، به عنوان عناصر اصلی مزاحم در فرآیندهای تولید گندله و فولاد محسوب می شوند. حد مجاز سولفور و کلر در کنسانتره نهایی (خوراک کارخانه گندله سازی)، بترتیب 3/0 درصد و ppm70 است. با توجه به مطالعات پراش اشعه ایکس و sem، میزان کلر موجود در کنسانتره تر، ppm3400 ثبت شد و مشخص گردید که بخشی از این کلر در کانی های سیلیکاته (به صورت انکلوزیون در کانی های مگنتیت)، و بخش اعظم آن در آب کارخانه وجود دارد. سولفور به طور عمده در کانی پیریت (قفل شده با کانی مگنتیت) تجمع دارد و میزان آن در کنسانتره تر 02/0 ± 73/0 درصد است. با استفاده از مطالعات کانی شناسی و انجام آزمایش های لوله دیویس روی سنگ آهن مجتمع گل گهر، مناسب ترین دامنه ابعادی برای آزاد سازی پیریت از مگنتیت، محدوده 75+90- میکرون بدست آمد. آزمایش های فلوتاسیون و لوله دیویس نشان داد که d80 معادل 90 میکرون، اندازه بهینه ذرات به منظور کسب حداکثر بازیابی آهن و حداقل سولفور در کنسانتره است. در این پروژه از فلوتاسیون معکوس، جهت حذف پیریت از کنسانتره سنگ آهن استفاده گردید. در ضمن تاثیر پارامترهای مختلف مانند میزان مصرف کلکتور، کف ساز، سیلیکات سدیم (متفرق کننده- بازداشت کننده)، ph پالپ، سولفات مس (فعال کننده)، زمان آماده سازی و کف گیری، حذف نرمه، درصد وزنی جامد و فلوتاسیون مجدد بر کاهش عیار گوگرد مورد بررسی قرار گرفت. نتایج حاصل نشان داد با مصرف به ترتیب 150، 70 و 25 گرم بر تن آمیل زنتات پتاسیم (کلکتور)، mibc (کف ساز) و سیلیکات سدیم در ph طبیعی پالپ یعنی 7، درصد جامد پالپ 35 و زمان آماده سازی 8 دقیقه، عیار گوگرد با میزان حذف 56/86% به 1/0% کاهش یافت. به منظور کاهش درصد آب کنسانتره و افزایش کارآیی فیلترها، یک مرحله جدایش مغناطیسی شدت پایین روی کنسانتره انجام شد. این عملیات، سبب افزایش درصد جامد کنسانتره تا 70، کاهش عیار سولفور به 065/0% و افزایش عیار آهن به 35/70 % شد. مطالعات نشان داد بخش اعظم کلر موجود در کنسانتره کارخانه از طریق شستشو با آب شیرین قابل حذف است. میزان کلر موجود در کنسانتره پس از فرایند شستشوی کیک فیلتر با آب شیرین در مرحله آبگیری، ازppm 330 به ppm 86 کاهش پیدا کرد.

برای مکانیابی سد باطله معدن مس درآلو از سامانه اطلاعات جغرافیایی استفاده شد. برای بهتر جواب گرفتن پارامترهایی که قابلیت تبدیل شدن به نقشه را دارند، مشخص و تبدیل به نقشه گردیدند، سپس با استفاده از سامانه اطلاعات جغرافیایی، عملیات مکانیابی صورت گرفت. در این تحقیق از روش تحلیل سلسله مراتبی و روش منطق فازی استفاده شد. پارامتر های اساسی، فاصله از کارخانه فرآوری، محدوده توده معدنی، جاده، شیب، کاربری اراضی، زمین شناسی، گسل، مناطق مسکونی، مناطق حفاظت شده، مناطق گردشگری، رودخانه و بارش مورد بررسی قرار گرفتند و به نقشه در سامانه اطلاعات جغرافیایی تبدیل شدند. لایه اطلاعاتی مربوط به هر پارامتر بر اساس وزن هر پارامتر، در نرم افزار arc gis 9.3، کلاسه بندی و وزن دهی شد و در آخر عملیات تلفیق داده ها با استفاده از روش فازی انجام گرفت. سپس نقشه مناطق مطلوب جهت احداث سد باطله تهیه شد. در نهایت با انجام عملیات کنترل صحرایی، چهار ناحیه جهت مطالعات تکمیلی در مناطق پیشنهادی مشخص گردید. این چهار ناحیه با استفاده از روش topsis با هم مقایسه رتبه بندی صورت گرفت.

یکی از روش های آبگیری در کارخانه های فرآوری مواد معدنی، استفاده از فیلتر است. فیلتر شامل سطحی متخلخل است که با ایجاد اختلاف فشار در دو طرف این سطح، آب موجود در پالپ از آن عبور کرده و ذرات جامد به صورت کیکی بر روی آن باقی می مانند. کنسانتره ی تولیدی در بخش ترکارخانه ی فرآوری مگنتیت شرکت معدنی و صنعتی گل گهر، با تناژ متوسط t/h160 و درصد جامد 49 حاویm3/h 166 آب قابل بازیافت می باشد. در تحقیق حاضر، علاوه بر بررسی عملکرد فیلترهای دیسکی کارخانه، عوامل تأثیر گذار بر رطوبت و مقاومت ویژه ی کیک فیلتر پالپ کنسانتره، با استفاده از روش هایvacuum top-feed leaf وvacuum bottom-feed leaf (در مقیاس آزمایشگاهی)، مورد مطالعه قرارگرفت. با بررسی عوامل تأثیر گذار، مشخص گردید که با افزایش ابعاد ذرات و درصد جامد، به دلیل کاهش مقاومت ویژه، علاوه بر افزایش نرخ تشکیل کیک و ضخامت آن، رطوبت کاهش می یابد. نتایج نشان داد که با افزایش فشار، رطوبت کاهش و سرعت تشکیل کیک و ضخامت آن افزایش می یابد. در این تحقیق، تأثیر نوع پارچه از نظر بافت نیز مورد بررسی قرار گرفت. کمترین میزان رطوبت در شرایط استفاده از پارچه با بافت مربعی فشرده با الیاف تک رشته ای - چند رشته ای، اعمال فشار 75 کیلو پاسکال، درصد جامد 65 تا 70 ، d80 ذرات جامد معادل 123 میکرون و سرعت چرخش دیسک 1/25 rpmحاصل شد.

در کانسنگ های مس پورفیری، پیریت فراوان ترین کانی گانگ سولفیدی است. با اینکه بیش از همه ی کانی ها مورد مطالعه قرار گرفته، اما هم چنان یکی از مشکل سازترین کانی ها در فلوتاسیون مس و دیگر سولفیدهای فلزی است. در عملیات فلوتاسیون کارخانه ها، به منظور افزایش وبازداشت پیریت مقدار قابل توجهی آهک اضافه می شود؛ با این وجود، میزان زیادی پیریت به ویژه در مرحله رافر/اسکاونجر به کنسانتره منتقل می گردد. وجود پیریت بیش از حد مجاز در کنسانتره ی فلوتاسیون، موجب اختلال در کارکرد پمپ ها، کاهش عیار مس در کنسانتره نهایی، افزایش مصرف مواد شیمیایی،کاهش کارایی کارخانه ی ذوب و افزایش نسبی گاز و غیره می شود. در تحقیق حاضر، نمونه هایی ازمعدن و خوراک کارخانه تغلیظ مجتمع مس سرچشمه تهیه شد. پس ازانجام عملیات خردایش و آسیاکنی، در مقیاس آزمایشگاهی آزمایش های فلوتاسیون مرحله رافر با استفاده از آهک و نیز همراه با بازدارنده ی متابی سولفیت سدیم و اکسیژن دهی انجام شدند. نتایج نشان دادند که در نمونه های فوق، صرفا تنظیم ph بر بازداشت پیریت تأثیر چندانی نداشته است. اما با استفاده از 500 گرم بر تن بازدارنده ی متابی سولفیت سدیم، در 5/9، بازیابی آهن از 57 به 28% کاهش یافت. هم چنین، در این شرایط، بازیابی مس از 87 به 85% کاهش و عیار مس از 5/8 به 5/9 % افزایش یافت. زمان اکسیژن دهی به تنهائی تأثیر قابل توجهی نداشت.

مدل سازی و شبیه سازی در طراحی، توسعه و بهینه سازی مدار فرآوری و همچنین پیش بینی رفتار و عملکرد کارخانه نقش بسزایی را ایفا می کند. مدار جدایش بخش تر کارخانه فرآوری مگنتیت مجتمع گل گهر شامل آسیای گلوله ای و جداکننده های مغناطیسی شدت پایین و همچنین فیلتر دیسکی و تیکنر است. نرم افزار usim pac به عنوان یک نرم افزار توانمند با استفاده از مدل های ریاضی و تجربی ارائه شده، به دو صورت مستقیم و معکوس فرآیندهای یک کارخانه فرآوری را شبیه سازی می کند. شبیه سازی مستقیم با وارد کردن داده های ورودی و عواملی از قبیل مشخصات هندسی دستگاه و پارامترهای عملیاتی، خروجی فرآیند را پیش بینی می کند. در روش معکوس، با وارد کردن داده های ورودی و خروجی فرآیند، نرم افزار مدلی را منطبق بر مدل به دست آمده از پارامترهای عملیاتی ارائه می دهد. در تحقیق حاضر، با نمونه گیری و تعیین دانه بندی جریان های مدار کارخانه و انجام آزمایش هایی مانند تعیین تابع شکست، تابع انتخاب، توزیع زمان ماند آسیا و آزمایش ته نشینی، پارامترهای مورد نیاز جهت شبیه سازی مدار خردایش موردنظر به دست آمد. سپس با انجام شبیه سازی مستقیم و معکوس، نرم افزار مدل مربوطه را به داده های حاصل از نتایج صنعتی منطبق ساخت. آسیای گلوله ای معادل دو ظرف مخلوط کننده کامل (n) می باشد. پارامترهای مدل اصلاح شده h&f مربوط به تابع شکست مواد بدین ترتیب به دست آمدند: phi= 0.915، gamma= 1.066، beta= 5، delta= -0.487. در آزمایش ته نشینی ذرات خوراک ورودی به تیکنر، مقادیر n و v0 به ترتیب برابر با 134.4 و 0.0016m/s و غلظت جامد در نقطه تراکم برابر با 593kg/m3 به دست آمد.داده های شبیه سازی شده برای محصول آسیا، کنسانتره نهایی و جریان های کنسانتره جداکننده های مغناطیسی به داده های صنعتی نزدیک می باشد، اعتبارسازی برای داده های سه نوبت نمونه گیری انجام شد که نتایج شبیه سازی براساس نمونه روز اول را تایید کرد.

عملیات آبگیری در تیکنرهای باطله شامل دو مرحله است: جذب سطحی فلوکولانت بر روی سطح ذرات و ته نشینی ذرات. ته نشینی ذرات در تیکنر وابستگی زیادی به جذب سطحی فلوکولانت دارد. جذب سطحی فلوکولانت به نوع فلوکولانت، مقدار فلوکولانت، ph، درصد جامد، پتانسیل زتا و سایر عوامل موثر وابسته است. در این تحقیق، از خوراک ورودی تیکنر باطله کارخانه فرآوری هماتیت مجتمع گل گهر نمونه برداری شد. پتانسیل زتای آن اندازه گیری شد و ph نقطه بار صفر آن 5 بدست آمد. با استفاده از آزمایش های ته نشینی ناپیوسته، اثر نوع فلوکولانت، مقدار فلوکولانت، ph و درصد جامد و هم چنین با استفاده از آزمایش های جذب سطحی فلوکولانت و ته نشینی، اثر مقدار فلوکولانت و درصد جامد بر روی ته نشینی ذرات نمونه مورد مطالعه بررسی شد. نتایج حاصل از آزمایش ها نشان داد که درصد جامد بهینه و نزدیک به درصد جامد حال حاضر تیکنر (7/10) معادل 9، مقدار بهینه فلوکولانت معادل 20 گرم بر تن، فلوکولانت آنیونی به عنوان مناسب ترین فلوکولانت و ph بهینه معادل 3/8، سبب افزایش کارآیی عملکرد تیکنر می شود. با در نظر گرفتن نقطه بار صفر ذرات و عملکرد فلوکولانت های آنیونی، کاتیونی و غیریونی، مکانیزم عمده جذب فلوکولانت مبتنی بر تشکیل پیوند هیدروژنی بین فلوکولانت و سطح ذرات است.

قلوه سنگ های تولید شده در آسیای نیمه خودشکن مجتمع مس شهر بابک در یک مدار بسته، به این آسیا برمی گردد. با توجه به این که این بار دارای اندازه بحرانی است لذا خردایش آن ها توسط آسیا به دشواری صورت می گیرد که به مرور زمان با انباشته شدن این مواد در آسیا، مقداری از ظرفیت آسیا کاسته شده و انرژی مصرفی برای خردایش این مواد افزایش می-یابد. در این تحقیق سعی شد که جهت کمک به خردایش راحت تر این مواد، سیستم خردایش مناسبی برای این مواد ارائه شود. به منظور بررسی عملکرد آسیا به هنگام اعمال و انحراف بار برگشتی، از مدار آسیاکنی این مجتمع 10 نمونه برداری صورت گرفت، بدین صورت که 5 نمونه گیری در حالت اعمال بار برگشتی و 5 نمونه گیری در حالت حذف بار برگشتی انجام شد. به هنگام حذف جریان بار برگشتی سعی شد تا جهت ارزیابی توانایی آسیا به خوراک آن افزوده گردد. اندیس کار باند و مقاومت فشاری تک محوری مربوط به نمونه های خوراک و قلوه سنگ ها در آزمایشگاه تعیین شد. سه تجهیز خردایش شامل سنگ شکن مخروطی، سنگ شکن استوانه ای و سنگ شکن استوانه ای فشار بالا (hpgr) برای این بار مورد بررسی قرار گرفت. همچنین با استفاده از نرم افزار modsim، مدارهای مدنظر برای سنگ شکنی قلوه سنگ ها توسط سنگ شکن مخروطی و استوانه ای شبیه سازی شد. پس از مقایسه این سنگ شکن ها، نهایتاً تصمیم بر آن شد که از دو سنگ شکن استوانه ای بدین منظور استفاده گردد. طی شبیه سازی ها مشخص شد که با خوراک دهی محصول این سنگ شکن به آسیاهای گلوله ای می توان ظرفیت مدار به مقدار قابل توجهی افزایش داد.

خوراک اولیه خط چهارم تولید کنسانتره شرکت معدنی و صنعتی گل گهر (کارخانه پلی کام) ترکیبی از بار برگشتی تولیدی در مدار آسیاهای خشک نیمه خودشکن خطوط تغلیظ موجود و سنگ آهن استخراجی از معدن به ترتیب با نسبت وزنی 30% و 70% می باشد. خط چهارم تولید کنسانتره شرکت صنعتی و معدنی گل گهر شامل خردایش در آسیای گلوله ای سرریزشونده و جداکننده مغناطیسی شدت متوسط تر است. نتایج نمونه برداری از جریان های مدار خردایش و پرعیارکنی اولیه نشان می دهد عیار و بازیابی آهن کنسانتره جداکننده مغناطیسی شدت متوسط، 26/62% و 78/86% می باشد در صورتیکه درطرح به ترتیب، 13/66% و 24/90% است. اندازه ذرات محصول آسیا (خوراک جداکننده مغناطیسی) در یک دوره دارای است که این مقدار درشت تر از مقدار بهینه است. این مسئله به دلیل فرآیند نامناسب آسیاکنی می باشد. جهت بهبودکارآیی آسیاکنی، از متغیر افزایش میزان پرشدگی گلوله داخل آسیا استفاده شد. اندازه گیری ها نشان داد که میزان پرشدگی گلوله 32% حجمی آسیا است. طی دو مرحله میزان پرشدگی گلوله، 1% و 6/1% حجمی آسیا افزایش داده شد. نتایج نشان داد متوسط از 342 میکرون به 329 میکرون رسید. بهبود فرآیند آسیاکنی منجر به افزایش کارآیی جداکننده mims شده به طوریکه عیار آهن و نسبت غنی شدگی آهن کنسانتره به ترتیب 9/1% و 2% افزایش یافت. با تنظیم آب ورودی به آسیا درصد جامد 68% مطلوب ترین آن بدست آمد در این درصد جامد p80 آسیا 200 میکرون بدست آمد. درصد جامد بهینه برای جداکننده مغناطیسی با تغییر آب ورودی به آن 35% بدست آمد. عدم سیستم طبقه بندی ذرات در خروجی آسیا نیز منجر به کاهش کارایی جداکننده مغناطیسی شده است. طی آزمایش هایی در مقیاس صنعتی دانه بندی مناسب جداکننده ها 210 میکرون بدست آمد و هیدروسیکلونی جهت تامین این دانه بندی طراحی گردید. قطر و تعداد هیدروسیکلون به ترتیب 66 سانتی متر 5 عدد بدست آمد. سیکلون طراحی شده با آسیا در مدار بسته با نرم افزار usim pac شبیه سازی شد.

در معادن مس پورفیری به علت فرآیندهای گوناگون، کانی سازی، دارای تنوع شدیدی است. این تغییرات اغلب به صورت قائم از سطوح فوقانی معدن تا سطوح تحتانی گسترش یافته و باعث تغییرات شدیدی از لحاظ شیمی فیزیکی شده است. با گسترش معدن و افزایش عمق، سنگ ارسالی به کارخانه تغلیظ دچار نوسان می شود که این امر اثرات نامطلوبی بر روند عملیات فراوری دارد. این موضوع منجر به ایجاد نوسانات شدید در فرآیند و نتیجتاً از دست رفتن مقادیر قابل توجهی مواد با ارزش و بروز زیان های اقتصادی می گردد. از طرفی عدم پیش بینی زمان بروز مشکل باعث پیچیده تر شدن مشکل می شود. از این رو بررسی نحوه و عوامل موثر بر تشکیل توده های پورفیری در انتخاب مناسب روش خردایش و پر عیار کنی حائز اهمیت است. از این رو لازم است تا با شناخت ماهیت هر گونه، عوامل موثر عملیاتی تغییر داده شود، یا به ترکیب مناسبی از گونه ها جهت خوراک دهی به کارخانه، دست یافت. از آنجا که تا کنون هیچ گونه شناخت مستندی جهت دسته بندی این گونه ها، در مجتمع مس میدوک وجود ندارد، در این پژوهش سعی شده تا دسته بندی آن ها بر مبنای رفتار مواد معدنی در اولین مرحله فرآوری، یعنی خردایش، صورت پذیرد. به همین منظور، بر اساس اطلاعات اکتشافی و شرایط عملیاتی کارخانه فرآوری، پنج منطقه تحت عنوان جبهه کارهای معدن مشخص و مورد نمونه برداری قرار گرفت. سپس با توجه به فلوشیت کارخانه و مکانیزم های خردایش مورد نیاز، آزمایش های مختلفی مانند اندیس کار باند، spi، اندیس سایش، وزنه افتان اندیس بار نقطه ای جهت بررسی سختی گونه ها انجام شد. همچنین بر اساس ارتباط کانی شناسی با مکانیزم شکست، مطالعات میکروسکوپی، تیغه های نازک، مقاطع صیقلی و آزمایش های xrd و xrf، انجام شد. نتایج اولیه نشان داد که تفاوت بارزی میان گونه ها و مکانیزم شکست آن ها وجود دارد که در نهایت منجر به دسته بندی جبهه کارها در دو زون آلتراسیون شد. این روند، معدن و کارخانه را قادر خواهد ساخت تا به استناد مطالعات و راهکارهای ارائه شده و با کاهش نوسانات، نسبت به تدوین برنامه تولیدی مشخص و قابل انعطاف و افزایش بهره وری اقدام نمایند.

زیرکونیم و هافنیم در صنعت هسته ای از اهمیت بسیار زیادی برخوردار هستند. از زیرکونیم به-دلیل قابلیت جذب پایین نوترون، در غلاف میله های سوخت هسته ای استفاده می شود. از آنجا که هافنیم نسبت به زیرکونیم قابلیت جذب نوترون بسیار بالاتری دارد، لذا باید به عنوان یک عنصر مزاحم از زیرکونیم جدا گردد. در تحقیق حاضر از روش آرایه های متعامد تاگوچی برای تعیین شرایط بهینه جداسازی هافنیم از زیرکونیم به روش استخراج حلالی استفاده شد. متغیرهای نوع اسید (نیتریک، سولفوریک و هیدروکلریک) و غلظت آن (01/0، 1 ، 5 مولار) از فاز آبی و استخراج کننده های دی-2- اتیل هگزیل فسفریک اسید، سیانکس 301 و سیانکس 302 از فاز آلی تحت مطالعه قرار گرفتند. نتایج نشان داد که استفاده از اسید نیتریک 5 مولار و استخراج کننده ی سیانکس 302 شرایط بهینه را برای استخراج و جداسازی زیرکونیم و هافنیم فراهم می کند که در این حالت میزان استخراج زیرکونیم و فاکتور جداسازی به ترتیب برابر 5/99% و 9 حاصل شد. برای بررسی بیش تر نتایج حاصل از طرح تاگوچی، اثر عوامل گوناگون مانند زمان اختلاط دو فاز، غلظت اسید، غلظت استخراج کننده، غلظت نمک نیترات سدیم و نوع رقیق کننده و مکانیسم استخراج زیرکونیم و هافنیم در محیط اسید نیتریکی به صورت تک متغیری نیز مورد بررسی قرار گرفتند.

یکی از مواردی که در فرآیند معدنکاری و صنایع معدنی وابسته به آن، بایستی مورد توجه خاص قرار گیرد، مکان یابی واحدهای فرآوری و کانه آرایی مواد معدنی با در نظر گرفتن مسائل زیست محیطی و اقتصادی می باشد، چرا که این کارخانه ها در تمام عمر معدن مورد استفاده قرار گرفته و تعیین محل مناسب آن ها از ضروری ترین کارها در یک معدن می باشد و یک انتخاب مناسب می تواند تولید را افزایش دهد و بازدهی را به حداکثر برساند. در این تحقیق سعی شده است که با بهره گیری از مطالعات کتابخانه ای و بررسی مشکلات سایر کارخانه های موجود، فهرستی از عوامل موثر بر انتخاب مکان احداث این کارخانه ها فراهم شود. برای تعیین اولویت و میزان اهمیت نسبی این عوامل از روش های تصمیم گیری چندمعیاره تحلیل سلسله مراتبی فازی (به روش لارهون و پدریکز) و غیرفازی (به روش ساعتی)، بر اساس جمع آوری نظرات کارشناسان خبره در زمینه معدنکاری (اکتشاف، استخراج، فرآوری، مکانیک سنگ و مدیریت امور معدنی)، استفاده گردید. نتایج این روش ها حاکی از اهمیت فوق العاده زیاد فاصله از محل تأمین خوراک (معدن) می باشد. ضمناً روش تحلیل سلسله مراتبی فازی به طور قابل ملاحظه ای برخی عوامل را به عنوان مهم ترین عوامل، مشخص نموده که اهمیت معناداری در مقایسه با سایر عوامل پیدا کرده اند. در عین حال می توان گفت که روش تحلیل سلسله مراتبی قطعی نیز ضمن تعیین اولویت برای عوامل، آن ها را به دسته های مشخصی از لحاظ میزان اهمیت تقسیم بندی نموده است. در ادامه تحقیقات، برای تعیین مکان مناسب احداث کارخانه فرآوری معدن مس چاه فیروزه بر اساس نتایج تحلیل های سلسله مراتبی فازی و غیرفازی، از روش های فازی و مجموع وزن دار در محیط سامانه اطلاعات جغرافیایی استفاده گردید. با تلفیق نتایج روش های مذکور نقشه واحدی قابل تهیه است که بر اساس آن تعدادی نقاط به عنوان گزینه های معتبر (بر اساس برخی از عوامل موثر) معرفی شده اند و از بین آن ها به کمک روش بیشترین شباهت به گزینه آرمانی، یک محدوده به عنوان محدوده نهایی معرفی شده است.

طبقه بندی یکی از مهمترین بخش های عملیاتی در صنعت فرآوری مواد معدنی است. هیدروسیکلون اصلی ترین وسیله برای طبقه بندی ذرات در ابعاد ریز در صنعت کانه آرائی می باشد. عملکرد هیدروسیکلون به خصوصیات جریان خوراک ورودی و هندسه ی هیدروسیکلون وابسته است. قطر هیدروسیکلون پارامتر اصلی در انتخاب هیدروسیکلون است. هدف کلی این پروژه کنترل اندازه ی ذرات ورودی به جدا کننده های مغناطیسی جهت بهبود عملکرد این تجهیزات و در نهایت کنترل اندازه ی ذرات ورودی به فرآیند گندله سازی میباشد. مطالعات قبلی روی کنسانتره مگنتیت گل گهر نشان میدهد که d80 بهینه برای جدایش مغناطیسی مگنتیت و فلوتاسیون پیریت حدود 77 میکرون است. با در نظر گرفتن دانه بندی سرریز زیر 125 میکرون، در شرایط پارامتر های عملیاتی مختلف هیدرو سیکلون هایی با قطرهای متفاوت طراحی و پیشنهاد شد. پس از بررسی های لازم در نهایت هیدروسیکلونی با قطر 50، قطر مجرای سرریز 18/9 و قطر مجرای ته ریز 7 سانتی متر در مدار نصب شد. جهت بررسی عملکرد هیدروسیکلون، شش مرحله نمونه برداری انجام شد و پس از برقراری موازنه جرم از دو سری از نمونهها جهت شبیه سازی و بهینه سازی عملکرد هیدروسیکلون استفاده شد. شبیه سازی توسط نرم افزار usimpac انجام شد. بر اساس روش کالیبراسیون موجود در نرم افزار، ضرایب کالیبراسیون در مدل پلیت برای پارامترهای d50c ، m و s به ترتیب 1/4، 1/4 و 4/8 بدست آمد. نتایج شبیه سازی هیدروسیکلون به تنهایی و در مدار بسته با آسیای گلوله ای تطابق خوبی را با شرایط عملیاتی نشان داد. با توجه به دستیابی دانه بندی d80 در سرریز حدود 77 میکرون و ضریب نقص 0/66، بهینه سازی برای کاهش ضریب نقص و با تغییر قطر مجراهای سرریز، ته ریز، ورودی خوراک و درصد جامد خوراک هیدروسیکلون انجام شد. در نهایت، در شرایط بهینه قطر سرریز، ته ریز و ورودی به ترتیب، 17/5، 5 و 14/8 سانتی متر انتخاب و ضریب نقص هیدروسیکلون به 0/34 کاهش یافت. این شرایط در هیدروسیکلون کارخانه اعمال و نمونه ی گرفته شده نیز d80 سرریز 78 میکرون و ضریب نقص 0/4 را نشان داد.

معدن نوچون یکی از معادن جدید از کمربند مس ایران در ناحیه کرمان می باشد که در فاصله 6 کیلومتری سرچشمه و 15 کیلومتری شمال شرق پاریز واقع شده است. بر اساس مطالعات اکتشافی انجام شده، این معدن یک معدن مس مولیبدن پورفیری با مجموع ذخیره قطعی و احتمالی مس برابر 243 میلیون تن با متوسط عیار 0/34 درصد با عیار حد 0/25 درصد بشمار می رود. همچنین ذخیره مولیبدن معدن فوق، 700 میلیون تن با متوسط ppm 234 (مجموع قطعی و احتمالی) با عیار حد ppm 100 می باشد. آنالیزهای شیمیایی و مینرالوژی روی نمونه سنگ معدن نشان داده است که کانی غالب مس، کالکوپیریت و تنها کانی مولیبدن، مولیبدنیت می باشد. بمنظور تعیین میزان انرژی لازم برای خردایش، آزمون استاندارد باند انجام و مشخص شد که اندیس کار نمونه مورد نظر برابر 12/96 کیلووات ساعت بر تن می باشد. سپس آزمونهای فلوتاسیون در مقیاس آزمایشگاهی برای تعیین و بهینه نمودن پارامترهای موثر بر تولید کنسانتره مس مولیبدن در مرحله رافر و در ادامه در مراحل کلینر و ریکلینر با استفاده از کلکتورهای z11، c4132 و f7240 ، آهک بعنوان بازداشت کننده پیریت، کفسازهای mibc و f742 و استفاده از گازوئیل بعنوان کلکتور مولیبدنیت انجام شد. بر اساس نتایج حاصله در مرحله رافر، بهترین بازیابی مس و مولیبدن به ترتیب برابر با 89 و 78 درصد با خردایش به میزان 75 درصد کوچکتر از 74 میکرون، ph برابر 11/8، درصد جامد 28%، استفاده از کلکتورهای z11، c4132 و f7240 به ترتیب به میزان 20، 10 و 10 گرم بر تن و کفسازهای mibc و f742 هر کدام به میزان 15 گرم بر تن حاصل شد. جهت تعیین حداکثر عیار مس و مولیبدن قابل دستیابی در مرحله پرعیارکنی مس، آزمون مراحل کلینر و ریکلینر انجام و بهترین عیار مس و مولیبدن کنسانتره نهایی به ترتیب برابر با 26/81 و 1/02 درصد با خردایش مجدد کنسانتره رافر در آسیای گلوله ای به مدت 20 دقیقه حاصل شد.

در معدن مس سونگون با توجه به عیار مولیبدن موجود در کنسانتره تولیدی کارخانه تغلیظ مس و توجیه اقتصادی صورت گرفته جهت بازیابی و جدایش مولیبدن از مس، کارخانه فرآوری مولیبدن در سال 1391 مورد بهره برداری قرار گرفت. در این کارخانه با توجه به احداث جدید آن مشکلات زیادی از جمله: پایین بودن میزان بازیابی و عیار کنسانتره نهایی، عیار بیش از حد مجاز مس (بالای 0/5 درصد) در کنسانتره نهایی و مصرف زیاد مواد شیمیایی وجود دارد. بنابراین بررسی عملکرد مدار کارخانه و عیب یابی آن ضرورت دارد. در این پژوهش ابتدا عواملی همانند درصد جامد، ph مدار، دانه بندی، بازیابی مرحله به مرحله مس و مولیبدن، تاثیر اندازه ذرات بر روی بازیابی و حداکثر بازیابی قابل دستیابی در سلول های رافر مطالعه شد که نتایج حاصل از این بخش نشان داد که به آسیای مدار باز و سولفیدسدیم مصرفی در کلینر8 نیاز نیست. نتایج آزمون آنالیزدرختی نیز مشخص کرد که در شرایط موجود دستیابی به بازیابی 87/7 درصد (5/3 درصد بیش از بازیابی کنونی) برای تولید کنسانتره با عیار 3/4 درصد در سلول های رافر امکان پذیر است و در بخش دوم این پژوهش آزمایش هایی جهت یافتن میزان بهینه مصرف مواد شیمیایی و جایگزین کردن مواد شیمیایی یا روش مناسب دیگر بجای سولفیدسدیم مصرفی در کلینرهای نهایی برای بازداشت بیشتر مس انجام گردید که با مقایسه عملکرد مواد شیمیایی مختلف در سلول های کلینر5، مشخص شد که s-7260 برای بازداشت مس عملکرد بهتری داشت. همچنین استفاده از دستگاه مغناطیسی شدت بالا (15000 گوس) برای جدایش کالکوپیریت از کنسانتره نهایی نتایج مطلوبی داشت.

عیار آهن و گوگرد خوراک مناسب کارخانه گندله¬سازی باید به ترتیب بیشتر از 67% و کمتر از 1/0% و عدد بلین آن می¬بایست حدود 1900 سانتیمتر¬مربع بر گرم باشد. لذا این تحقیق به منظور تامین شرایط لازم در کنسانتره خط چهارم مجتمع صنعتی و معدنی گل¬گهر انجام شده است. برای دستیابی به این هدف دو راه پیش رو است. اول، خردایش خوراک جداکننده¬های مغناطیسی شدت پایین و سولفور¬زدایی کنسانتره این جداکننده¬ها. دوم، خردایش و سولفور¬¬زدایی کنسانتره فعلی جداکننده¬های مغناطیسی شدت پایین. مدارهای مختلف با اهداف مذکور طرح و آزمایش¬های لازم انجام شد. بهترین نتیجه برای خوراک جداکننده¬های مغناطیسی شدت پایین با 80d معادل 132 میکرون حاصل شد. در حالیکه 80d کنسانتره¬ جداکننده¬های مزبور 90 میکرون به دست آمد.کنسانتره حاصل مورد سولفور¬زدایی قرار گرفت. عیار گوگرد و آهن در این شرایط به ترتیب 07/0% و 3/70% به دست آمدند. عدد بلین این کنسانتره نیز 1571 سانتیمتر مربع بر گرم به دست آمد. بهینه¬سازی عوامل موثر بر عملیات انجام و مقدار بهینه کلکتور و کف¬ساز به ترتیب 170 و 120 گرم برتن، درصد جامد مناسب 34% و زمان آماده¬سازی اولیه و کلی به ترتیب 5 و 9 دقیقه به دست آمد. ترتیب اضافه کردن کف¬ساز و سپس کلکتور نیز بهینه به دست آمد. آب لب¬شور مورد استفاده در کارخانه مناسب عملیات و سه مرحله فلوتاسیون متوالی از نظر فنی لازم و کارآمد است. تعداد سلولهای فلوتاسیون مورد نیاز 5 عدد و از نوع مخزنی، با حجم 40 متر مکعب انتخاب شد.

در خط چهارم تولید کنسانتره مجتمع گل¬گهر برای آبگیری باطله از تیکنر و کنسانتره از فیلتر خلأ نواری استفاده می¬شود. باطله و کنسانتره نهایی به¬ترتیب با d80 معادل 250 و 320 میکرون وارد سیستم¬های آبگیری می¬شوند. با توجه به اضافه شدن سیستم¬های خردایش و فلوتاسیون در مدار، امکان¬سنجی سیستم¬های آبگیری در شرایط جدید مورد بررسی قرارگرفت. d80 خوراک ورودی به فیلتر و تیکنر با اضافه شدن سیستم¬های خردایش و فلوتاسیون به ترتیب 97 و 200 میکرون به دست آمد. آزمایش¬های مربوط به فیلتراسیون، به روش خوراک¬دهی از بالا (vacuum top feed leaf) انجام شد. به منظور افزایش غلظت کنسانتره فلوتاسیون با 25% جامد از جداکننده مغناطیسی شدت پایین استفاده گردید. در این حالت درصد جامد خوراک ورودی فیلتر 60% به دست آمد. تأثیر کمک¬فیلترهای فلوکولانت a26، k320af و فعال¬کننده سطح بر عملکرد فیلتراسیون بررسی شد. نتایج حاصل از آزمایش¬ها نشان داد افزودن فلوکولانتk320af با نرخ 10 گرم برتن رطوبت را به میزان 0/7% درصد کاهش می¬دهد. با اضافه کردن فعال¬کننده سطح در نرخ¬های 50، 100، 200، 300 و 400 گرم بر تن، بهترین حالت با نرخ 200 گرم بر تن به دست آمد که در این حالت رطوبت به 7/9% رسید. مساحت فیلتر خلأ مورد نیاز برای آبگیری کنسانتره 120 متر مربع به دست آمد. حالت مناسب ته¬نشینی ¬باطله جدید تیکنر با d80 معادل200 میکرون، در شرایط مقدار جامد پنج درصد با نرخ فلوکولانت 40 گرم بر تن به دست آمد. براساس شرایط موجود کارخانه قطر تیکنر 27 متر به دست آمد. با توجه به تغییرات ایجاد شده در خوراک ورودی و حالت بهینه ته¬نشینی در شرایط 5 درصد جامد و 40 گرم بر تن فلوکولانت سطح تیکنر مورد نیاز 471/2 متر مربع به دست آمد.

پیریت فراوان ترین کانی گانگ سولفیدی در کانه های مس پورفیری است. علیرغم افزودن مقدار زیادی آهک به منظور بازداشت پیریت در فلوتاسیون، میزان زیادی پیریت به ویژه در مرحله رافر و اسکاونجر به کنسانتره منتقل می گردد. با پیشروی معدن مس سرچشمه به اعماق بیشتر و رسیدن به زون هایپوژن میزان پیریت و کالکوپیریت در خوراک افزایش یافته است. در نتیجه کاهش عیار مس و افزایش میزان گوگرد درکنسانتره نهایی مشاهده می شود. در این تحقیق، ابتدا مناطق کانی زایی در پیت معدن سرچشمه شناسایی شد و سپس محل های نمونه گیری با استفاده از سیستمgps مشخص گردید. بر اساس ترکیب کانی شناسی، کانه سرچشمه به 5 گروه عمده تقسیم بندی گردید. در این طبقه بندی میزان سرب، روی و قفل شدگی پیریت با سایر کانی ها مورد بررسی قرار گرفت. مطالعه مقاطع صیقلی حاکی از وجود انکلوژن ها در داخل پیریت در تمام گروه ها بوده که اغلب به صورت کالکوپیریت و کانی های غیرفلزی می¬باشد و می¬تواند نقش مهمی در قابلیت فلوته شدن پیریت ایفا نماید. بعد از انجام مراحل آماده سازی، تست های فلوتاسیون در 8/11=ph انجام شد. نتایج نشان داد در تمامی موارد به غیر از گروه دوم با کاهش میزان سرب، شناوری پیریت کاهش یافته و در تمام نمونه ها با افزایش میزان روی، بازیابی و شناوری پیریت کاهش می یابد.کمترین بازیابی(% 89/1= r) مربوط به گروه کانی زایی غالب پیریت- مولیبدنیت با 33/0= znو بیشترین بازیابی(%89/86=r) مربوط به گروه کانی زایی غالب رگه پیریتی با %9/0=zn بود.

در کارخانه پرعیارکنی شماره 1 مجتمع مس سرچشمه، چهار آسیای ثانویه به منظور افزایش درجه آزادی کنسانتره بخش های رافر و اسکاونجرمورد استفاده قرار می گیرد. توزیع اندازه ذرات در خوراک آسیاهای ثانویه و انواع قفل شدگی کانی های با ارزش و گانگ می تواند در کارآیی مدار آسیاهای ثانویه موثر باشد. لذا انواع قفل شدگی کالکوپیریت با پیریت و گانگ غیر سولفیدی در کنسانتره سلول های رافر نیاز به مطالعه دقیق دارد. در این پژوهش از کنسانتره بخش های مختلف سلول های رافر نمونه های مجزا تهیه شده و قفل شدگی کالکوپیریت در بازه های ابعادی متفاوت مورد بررسی قرار گرفت. نتایج نشان داد که در کنسانتره بخش اول سلول های رافر ذرات غیر آزاد کالکوپیریت عمدتا با پیریت قفل شده اند درحالیکه در بخش های دوم و سوم، قفل شدگی با گانگ غیر سولفیدی غالب است. مشخص شد که در تمامی کنسانتره های بخش های رافر در بازه های ابعادی µm 11- و µm 23-11+، کالکوپیریت بطور کاملا آزاد بود، در حالیکه در بخش ابعادی µm 44-23+ تنها با کانی پیریت قفل شدگی داشت. تا بخش اندازه µm 53-44+ قفل شدگی با پیریت بیشتر از کانی های سیلیکاته مشاهده می شد. در بخش های ابعادی µm 74-53+ تا µm 210-105+ میزان پیریت قفل شده با کالکوپیریت کاهش یافته، در حالیکه قفل شدگی با کانی های سیلیکاته افزایش داشت.

کانیهای آهندار موجود در خوراک خط فرآوری باطلهی خشک کارخانهی بازیابی هماتیت، اغلب دارای قابلیت القاپذیری مغناطیسی ضعیف هستند. به منظور بازیابی این کانیها از جداکنندهی مغناطیسی شدت بالای تر استفاده میشود. در حال حاضر، به سبب بهینه نبودن شرایط 64 % با تناژ حدود 17 تن برساعت / عملیاتی این جداکننده، عیار آهن در باطله به طور میانگین 75 68 % است. پس مطالعات و آزمایشاتی در زمینهی متغیرهای / است و بازیابی آهن در آن حدود 8 موثر بر کار این جداکننده از قبیل شدت میدان مغناطیسی اعمالی، نوع ماتریس و اندازهی دهانهی آن، سرعت پالپ ورودی و اندازهی ذرات بهینهی خوراک انجام گرفت. برای یافتن شدت میدان % بهینه برای جدایش در آزمایشگاه از ماتریسهای ورق توریشده استفاده شد که بهترین بازیابی 42 و پایینترین عیار باطلهی بدستآمده 72 % بود. همچنین حداکثر میدان مغناطیسی قابل تولید با آنها 0999 گوس بود که قادر به شبیهسازی شدت میدان مغناطیسی جداکنندهی جونز کارخانه نبودند؛ از 3 میلیمتر ساخته شد. این / 2 و 8 / این رو ماتریسهای صفحه شیاردار با فاصلهی بین شیارهای 7 ماتریسها حداکثر میدان مغناطیسی قابل تولید را 6999 گوس افزایش داد. در یک بررسی آزمایشگاهی با ماتریسهای جدید مشخص شد با اعمال شدت میدانی برابر 12999 گوس و استفاده 3 میلیمتر و خوراک با / از ماتریس با فاصلهی بین شیارهای 8 80d 193 میکرون میتوان به کارآیی 31 % دست یافت. همچنین مشخص شد آهن موجود در باطله درگیر با پیریت / جدایشی معادل 3 نیست و به درجهی آزادی لازم رسیده است. در آزمایشی دیگر مشخص شد اگر ذرات کوچکتر از 38 میکرون را از خوراک جدا کنیم و هر قسمت را جداگانه مورد جدایش قرار دهیم، کارآیی 37 % میرسد. با توجه به اینکه بیش از 79 % ذرات موجود در خوراک / جدایش کلی به 36 جداکننده، ریزتر از 38 میکرون بودند، نتیجه گرفتیم که مشکل اصلی جداکنندهی جونز کارخانه وجود درصد زیادی نرمه در آن است.

معدن مس دره زار در استان کرمان،80 کیلومتری شمال شرق سیرجان، 19 کیلومتری شرق بخش پاریز، در فاصله 10 تا 12 کیلومتری جنوب معدن مس سرچشمه قرار دارد. این معدن دارای ذخیره 282 میلیون تن با عیار 38/0 درصد مس با کالکوپیریت بعنوان کانی اصلی مس می باشد که 88 درصد ذخیره آن مربوط به زون هایپوژن و 12 درصد مربوط به زون سوپرژن است. در این تحقیق با تهیه نمونه نماینده از سنگ معدن مس دره زار و انجام مطالعات کانی شناسی آن، پارامترهای متالورژیکی مورد نیاز برای طراحی کارخانه تغلیظ مس جهت تولید کنسانتره ای با عیار 26 درصد مس مورد بررسی قرار گرفت. با توجه به نتایج مطالعات کانی شناسی که نشان داد کانی اصلی مس کالکوپیریت و کانی اصلی گانگ کوارتز بوده و نمونه دارای مقادیر قابل توجهی سیلیس و پیریت است، آزمونهایی در مقیاس آزمایشگاهی در مرحله رافر و کلینر جهت جدایش موثر پیریت بعنوان کانی مزاحم از کالکوپیریت با استفاده از کلکتورهای 3894 (ایزو پروپیل اتیل تیونوکربامات )و 7240f (ترکیبی از دی بوتیل دی تیوفسفات و مرسپتو بنزوتیازول )و بازداشت کنندهای پیریت از جمله آهک، سدیم متا بی سولفیت و سیانید انجام و بر اساس نتایج بهینه بدست آمده آزمونی در مقیاس مینی پایلت انجام شد. همچنین آزمونهای تعیین اندیس باند استاندارد آسیای گلوله ای جهت تعیین میزان انرژی مورد نیاز برای خردایش انجام گردید. آزمونها نشان داد با آسیای نمونه در مرحله رافر تا اندازه p80 برابر 75 میکرون (یا 43 میکرون) و با آسیای مجدد مواد تا اندازه 20 میکرون کالکوپیریت تقریبا آزاد و با استفاده از تیونوکربامات(3894) به میزان تقریبا 40 گرم بر تن به عنوان کلکتور، سدیم متابی سولفیت به میزان تقریبا 400 گرم بر تن به عنوان بازداشت کننده پیریت و انجام عملیات فلوتاسیون در ph طبیعی با سه مرحله کلینر، دستیابی به کنسانتره ای با عیار حدود 26درصد مس امکانپذیر است.

مکانیزم اصلی hpgr خردایش با ایجاد فشار در بستر مواد است. خوراک hpgr خط چهارم تولید کنسانتره، از دو بخش بار برگشتی از کارخانه تغلیظ و خوراک تازه از معدن تأمین می شود. در پروژه حاضر، سعی شده است، ضمن بررسی عوامل موثر در مقیاس صنعتی، شاخصی جهت سنجش عملکرد و کارایی hpgr ارائه گردد. به این منظور، عوامل فشار هیدرولیکی، نسبت خردایش در hpgr و آسیای گلوله ای، اندیس باند محصول hpgr و همچنین چگالی کیک موردبررسی قرار گرفت.آزمایش ها در فشارهای 115، 125، 135 و140 بار و خوراک ورودی به hpgr با نسبت های مختلف بار معدن و بار برگشتی از کارخانه تغلیظ (80%-20% ، 70%-30%، 50%-50% و 100% بار معدن) انجام شد. نتایج نشان دادند که تغییرات فشار، اثری روی دانه بندی محصول آسیای گلوله ای (عبوری از سرند ترومل) ندارد و با افزایش فشار، دانه بندی روی سرند ترومل آسیای گلوله ای ریزتر شد.

دانه بندی یک پارامتر تاثیر گذار در فرایندها می باشد بنابراین ارتباط عدد بلین و دانه بندی در مدارهای خردایشی مختلف نیاز به بررسی بیشتری داشت.

باطله ی خشک موجود در کارگاه دانه بندی شرکت گل گهر و دیگر معادن موجود در منطقه گل گهر حاوی مقدار قابل توجهی کانی های آهن دار مفید، ازجمله هماتیت است. این باطله ها با توجه به رفتار فرآیندی که از خود نشان می دهند با روش های مغناطیسی مرسوم، قابل بازیافت نمی باشند و نیازمند تغییراتی در شرایط عملیاتی فرآیند ازجمله تغییر در شدت و گرادیان میدان می باشد. از آنجا که این باطله ها با تناژ بیش از 3 میلیون تن به عنوان یک ذخیره کم عیار آهن دار محسوب می شوند، در تحقیق حاضر، مدارهای مختلف فرآوری سنگ آهن، جهت بازیابی باطله های مذکور مورد بررسی قرار گرفتند.

در کارخانه های فرآوری، تجهیزات طبقه بندی از ملزومات مدارهای خردایش- جداسازی محسوب می شوند. در کارخانه نیمه صنعتی مجتمع معدنی و صنعتی گل گهر، سه عدد هیدروسیکلون در یک مدار بسته با آسیای گلوله ای تعبیه شده است. هدف از استفاده این هیدروسیکلون ها، تولید سرریزی با d80 حدود 80-70 میکرون برای فرآیند های پایین دست بوده است. در این پروژه، با انجام آزمایش های نیمه صنعتی و شبیه سازی مدار پایلوت با نرم افزار usimpac مشخص گردید که این هیدروسیکلون ها برای تولید سرریزی با دانه بندی مطلوب به تناژی بیش از t/h 5 نیاز دارند.

کارخانه تغلیظ سنگ معادن مس تفت به منظور فراوری سنگ معادن مس علی آباد و دره زرشک ایجاد خواهد شد. ظرفیت این کارخانه تولید محصول کنسانتره مس به مقدار یکصد هزار تن در سال با عیار 26 درصد مس در نظر گرفته شده است. طراحی مدار فلوتاسیون باید بر اساس تستهای فلوتاسیون کانسنگ معادن مس علی آباد و دره زرشک انجام شود. تا اکنون که فقط تستهای فلوتاسیون کانسنگ علی آباد انجام شده است. بدیهی است چنانچه نتایج تستهای فلوتاسیون کانسنگ دره زرشک بیانگر تفاوت قابل ملاحظه ای در رفتار فلوتاسیون کانسنگ دره زرشک با رفتار فلوتاسیون کانسنگ علی آباد باشد, باید طرح مدار بازنگری شود.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

مهمترین گام در بهبود عملکرد هر فرآیند ، ارزیابی کارایی فعلی آن می باشد. روش ارزیابی کارایی فرآیند فلوتاسیون ، تعیین کارایی آن در حالت عملیاتی و مقایسه با یک حالت استاندارد می باشد. شاخص های قابلیت شستشو که قابلیت پرعیار شوندگی زغالسنگ را نشان می دهند، به عنوان استانداردی جهت ارزیابی کارایی فرآیند مورد استفاده قرار می گیرند. با نمونه گیری از خوراک ، کنسانتره و باطله تمامی ردیف ها و سپس با انجام آزمایش رهایی بر روی نمونه های معرف تهیه شده از خوراک فلوتاسیون ، به ترتیب کارایی عملیات فلوتاسیون صنعتی و ایده آل بصورت منحنی های راندمان و کارایی جدایش بر حسب نسبت غنی شوندگی تعیین و با هم مقایسه شد. نتایج نشان از پائین بودن راندمان عملیاتی در حدود 10 تا 50 درصد نسبت به حالت ایده آل برای مدارهای مختلف بود. بطور متوسط راندمان کل مدار 36درصد بدست آمد. در مجموع در نتیجه انجام این پروژه درآمد کارخانه زغالشویی زرند به میزان 420 میلیون تومان در هر ماه افزایش یافت و هزینه های واحد فلوتاسیون نیز به میزان 25 میلیون تومان در هر ماه کاهش یافت.