سنتز نانو ذرات به منظور کاربرد خاص، یکی از مهمترین مباحث در فناوری نانو می باشد. نانو ذرات اکسید آهن کاربرد زیادی در صنعت و بخصوص مباحث زیست محیطی دارند. در این تحقیق، نانو ذرات هماتیت fe2o3- به روش رسوبدهی شیمیایی با استفاده از نمک fecl3 و دو رسوب دهنده هیدروکسید سدیم naoh و هیدروکسید آمونیم nh4oh و عملیات حرارتی رسوب تولید شده در دمای 600-550 درجه سانتیگراد، سنتز شدند. همچنین نانو ذرات مگنتیت fe3o4 با استفاده از نمکهای fecl3و feso4 و رسوب دهنده هیدروکسید سدیم naoh در دمای 70 درجه سانتیگراد سنتز شدند. برای تفرق بهتر نانو ذرات هماتیت از پایدار کننده peg قبل از رسوبگیری استفاده شد. برای مشخصه یابی نانو ذرات تولید شده از آنالیزهای xrd و عکسهای الکترونی sem استفاده شد. متوسط ابعاد نانو ذرات تولید شده 40 نانو متر تشخیص داده شد. همچنین از فرآیند اکسیداسیون پیشرفته ( aop ) و سیستم مشابه فنتون (fe3+/h2o2) برای حذف و اکسید کردن فنل به مواد و گازهای بی خطر استفاده شد. محلول ppm1000 فنل بعنوان محلول پایه برای حذف استفاده شد. پارامترهای تاثیر گذار بر فرآیند aop، غلظت یون آهن(iii)، درصد پراکسید هیدروژن و نسبت حجمی اختلاط محلول پراکسید هیدروژن با محلول کلرید آهن می باشد. آزمایشها بر اساس این پارامترها و بکمک نرم افزار design-expert 7 طراحی شدند. نسبت حجمی اختلاط محلول پراکسید هیدروژن با محلول کلرید آهن بیشترین تاثیر را در فرآیند aop دارد. بهترین مدل برای نتایج مدل خطی بوده و مطلوبیت این مدل نیز 72% می باشد.

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.

بررسی سینتیک فلوتاسیون کانیهای سولفیدی مس در مرحله رافر به لحاظ فنی و اقتصادی اهمیت خاصی دارد. چهار پارامتر عملیاتی مقدار کلکتور، مقدار کف ساز، ph و زمان آماده سازی، مهمترین پارامترهای موثر بر سینتیک فلوتاسیون هستند. تحقیق حاضر در مجتمع مس میدوک واقع در استان کرمان انجام شد. کانسنگ مورد مطالعه حاوی 97 درصد مس سولفیدی و 3 درصد مس اکسیدی و همچنین حاوی مقدار زیادی رس است. به منظور بررسی تاثیر پارامترهای مذکور، 30 آزمایش به روش سطح پاسخ و طرح نقطه مرکزی با نرم افزار dx7 طراحی شد. برای انجام آزمایشهای سینتیکی، کف گیری در زمانهای مختلف انجام شد. سپس با گذراندن مدل مرتبه اول سینتیک فلوتاسیون ( ) از نقاط منحنی بازیابی – زمان، مقادیر ثابت سینتیک و بازیابی در زمان طولانی (r?) با استفاده از گزینه بهینه سازی نرم افزار اکسل به گونه ای تخمین زده شدند که مجموع مربعات خطای تخمین بازیابی کمینه شد. پس از تحلیل و بررسی نتایج، شرایط بهینه عملیاتی برای سینتیک فلوتاسیون کانیهای مس به دست آمد. در شرایط بهینه عملیاتی g/t 23/12 = مقدار کلکتور x231، g/t 8 = مقدار کف ساز a65، 44/11 = ph و min 96/4 = زمان آماده سازی، بازیابی در زمان طولانی فلوتاسیون مس سولفیدی در سطح اعتماد 95 درصد در محدوده (48/95 - 76/92) درصد و ثابت سینتیک مس سولفیدی در محدوده (45/1 - 40/1) بر دقیقه قرار گرفت. نتایج این تحقیق موجب کاهش مصرف مقادیر کلکتور x231 و کف ساز a65 هر یک به میزان 7 تا 8 گرم بر تن نسبت به شرایط فعلی کارخانه و افزایش 1 تا 2 درصدی بازیابی در زمان طولانی مس سولفیدی در مقیاس آزمایشگاهی شد. همچنین در شرایط بهینه عملیاتی g/t 12 = مقدار کلکتور x231، g/t 87/10 = مقدار کف ساز a65، 84/10 = ph و min 98/7 = زمان آماده سازی، بازیابی در زمان طولانی فلوتاسیون مس اکسیدی در سطح اعتماد 95 درصد در محدوده (85/46 - 05/44) درصد و ثابت سینتیک مس اکسیدی در محدوده (77/0 - 75/0) بر دقیقه قرار گرفت. نتایج این تحقیق نشان داد که با اعمال شرایط بهینه عملیاتی، کاهش 7 تا 8 گرم بر تن مصرف کلکتور x231 و کاهش 5 تا 6 گرم بر تن مصرف کف ساز a65 نسبت به شرایط فعلی کارخانه و افزایش 2 تا 3 درصدی بازیابی در زمان طولانی مس اکسیدی را در مقیاس آزمایشگاهی در پی دارد.

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.

دنباله روی فرآیندی غیر انتخابی است که در فلوتاسیون اتفاق می افتد و باعث کاهش عیار کنسانتره می شود. کاهش پیوسته عیار و پیچیدگی کانی ها معدنکاران را مجبور کرده که برای آزادی کانی ها، ذرات خیلی ریزی را تولید کنند و هم چنین ذرات ریز معمولا به علت وزن پایینشان بیشتر از ذرات درشت با دنباله روی وارد کنسانتره می شوند. به این دلیل شناخت مکانیزم های دنباله روی و پارامترهای موثر بر دنباله روی مفید به نظر می رسد. پارامترهای عملیاتی زیادی بر دنباله روی موثر هستند. در این تحقیق با توجه به تحقیقات قبلی چهار پارامتر جهت بررسی میزان تاثیرشان بر دنباله روی انتخاب شدند که عبارتند از: زمان کف گیری، سرعت همزن، غلظت کفساز و چگالی پالپ. کانسنگ مورد مطالعه مربوط به معدن مس مزرعه واقع در استان آذربایجان شرقی می باشد که این کانسنگ عمدتا حاوی %96/0 کالکوپیریت، %87/9 پیریت و %86/37 مگنتیت می باشد. جهت بررسی تاثیر پارامترهای فوق بر دنباله روی، 30 آزمایش به روش سطح پاسخ و طرح نقطه مرکزی با نرم افزار dx7 طراحی شد. پس از انجام آزمایش ها و تحلیل نتایج، مشخص شد که پارامترها به ترتیب زیر بر دنباله روی موثرند: زمان کف گیری، چگالی پالپ، غلظت کفساز و سرعت همزن. نرم افزار شرایط زیر را به عنوان شرایط بهینه برای کمینه شدن دنباله روی پیشنهاد داد: زمان=min1/1، چگالی پالپ=%07/10، غلظت کفساز=g/t23/20 و سرعت همزن=rpm81/907. همچنین با توجه به تاثیر قابل توجه بازیابی آب بر دنباله روی، ارتباط بین این دو پارامتر بررسی شد.

نمونه ای به وزن 150 کیلوگرم از محدوده ی اکتشافی زایلیک تهیه گردید. مطالعات میکروسکوپ نوری (مقاطع نازک-صیقلی و صیقلی)، xrd، xrf و sem نشان داد که این کانه از نوع اکسیدی می باشد. کانی اصلی کوارتز و کانی های دیگر شامل کانی های رسی، اکسیدهای ثانویه و آبدار آهن و بندرت پیریت، کالکوپیریت، طلا، آزوریت و مالاکیت می باشد. بدلیل پراکندگی طلای ریزدانه در زمینه، فرآیند سیانوراسیون کانه بدون پیش عمل آوری انجام شد. آزمایش های سیانوراسیون با عوامل تأثیرگذار ph، 80d، غلظت سیانور و زمان لیچینگ توسط نرم افزار dx8 طراحی شد. نرم افزار مدل-های بازیابی طلا و سیانور آزاد باقی مانده با 2r بترتیب برابر 77/0 و 83/0 را ارائه داد. شرایط بهینه ی به دست آمده از نرم افزار، در مرحله ی بعد توسط آزمایش های اکسیداسیون و سینتیک، بهبود یافت. پیش هوادهی با دبی 6/0 در 3 ساعت، و هوادهی در زمان لیچینگ مناسب می باشد همچنین افزودن سیانور سدیم بطور متناوب نسبت به افزودن آنی سیانور سدیم در زمان صفر، موثرتر تشخیص داده شد. با توجه به اینکه بازیابی در 24 ساعت و 12ساعت تفاوت چندانی با هم ندارد، زمان بهینه لیچینگ، 12 ساعت در نظر گرفته شد. با توجه به سیانور مصرفی در 12 ساعت سیانور سدیم مصرفی ppm 1050 سیانور حاصل شد ph بهینه 15/10 و 80d بهینه 106 میکرون برای دستیابی به بازیابی بهینه ای برابر 93/93? بدست آمد.

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.

نظارت، کنترل و بهینه سازی یک مدار فرآوری در اولین قدم نیازمند شناخت آن مدار است. شناسایی عملکرد یک مدار نیز وابسته به داشتن اطلاعات جامع، صحیح و دقیق می باشد. متأسفانه در صنعت فرآوری مواد معدنی به دلیل ماهیت تصادفی مشخصات کانسنگ و ناهمگنی بالا و انواع خطاهای نمونه برداری و نیز به دلیل عدم امکان برداشت اطلاعات از برخی محل ها، داده های حاصل از نمونه برداری ها همواره ناقص و حاوی خطا می باشند. خطاهای تصادفی و غیر تصادفی موجود در داده ها می توانند شناسایی مدار و در نتیجه فعالیت های نظارتی و بهینه سازی را با مشکلات جدی روبرو کنند؛ لذا برداشت نمونه از مناسب ترین محل ها که بیشترین دقت و صحت را در تخمین ها باعث شود و نیز اصلاح داده ها و حذف خطاهای متفاوت، پیش نیاز هر عملیات مهندسی در فرآوری مواد معدنی است. در این پایان نامه تلاش شده است تا مبانی تئوریک پالایش داده ها شامل حذف خطاهای فاحش، تلفیق داده ها در حالات خطی، دو خطی، چند خطی و غیرخطی به روش های تحلیلی و عددی متفاوت بررسی شده و ضمن آموختن مبانی، با پیاده سازی آن ها در محیط نرم افزار متلب، بسته های نرم افزاری متفاوتی برای فعالیت های متفاوت داده پردازی ایجاد و اعتبارسنجی شود. سپس این ابزارها جهت اصلاح داده های حاصل از نمونه برداری از مدار خردایش کارخانه ی طلای زرشوران به کار رفته اند. نتایج این تحقیق نشان داد که چگونه پیش از اجرای نمونه برداری از مدار می توان با استفاده از آنالیز افزونگی داده ها و تئوری گراف، محل های مناسب تر برای نمونه برداری را تعیین کرد. با استفاده از آزمون های مختلف آشکارسازی خطاهای فاحش نشان داده شد که آنالیزهای مربوط به نقره در خروجی آسیا و آنالیز مس در جریان سرریز سیکلون دارای خطای فاحش است و نمی بایست در محاسبات تلفیق داده ها دخالت داده شود. به علاوه نتایج تلفیق داده ها در حالت های مختلف خطی و غیرخطی نشان داد که اندازه گیری دبی ته ریز سیکلون خطایی حدود 32 درصد داشته است و استفاده از داده خام این جریان در محاسبات مختلف می تواند منجر به تصمیم گیری های غلط شود. در این پایان نامه، برای اولین بار در مسأله پیچیده تلفیق غیرخطی داده ها، از الگوریتم ژنتیک جهت بهینه سازی استفاده شد و نتایج نشان داد که الگوریتم های فرا ابتکاری می توانند در جهت اصلاح بهتر داده ها به کار گرفته شوند.

هدف از این تحقیق انجام مطالعات فرآوری بر روی نمونه کانسنگ فلوریت کانسار اراء در استان مازندران است تا پارامترهای موثر بر عیار و بازیابی، شناسایی و بهینه سازی شوند و در نهایت محصول پرعیاری با حداکثر عیار و بازیابی بدست آید. نمونه اولیه دارای 60 % فلوریت به همراه کانی های اصلی کلسیت، کوارتز و گالن است. مطالعات میکروسکوپی نشان داد علاوه بر کانی های مذکور، کانی های هماتیت و کالکوپیریت و پیریت نیز در این کانسنگ وجود دارند. بر اساس مطالعات درجه آزادی، میزان آزادشدگی فلوریت در اندازه ی ابعادی 840- میکرون، 90% بدست آمد. برای فرآوری این کانسنگ، با توجه به فازها و کانی های همراه فلوریت، از فلوتاسیون آنیونی با کلکتور اسید اولئیک و بازداشت کننده های کبراکو و سیلیکات سدیم استفاده شد. تأثیر نرمه زدایی، اندازه ی ابعادی، غلظت کلکتور، زمان آماده سازی کلکتور با آزمایش های اولیه بررسی شد. نتایج این آزمایش ها نشان می دهد نرمه زدایی باعث بهبود بازیابی و عیار فلوریت می شود. بهترین زمان آماده سازی برای کلکتور 5 دقیقه بدست آمد و اندازه ی ابعادی 38+500- میکرون، برای انجام آزمایش های اصلی انتخاب شد. طراحی آزمایش با استفاده از نرم افزارdx7 و روش سطح پاسخ و طرح نقطه ی مرکزی انجام گرفت و تأثیر چهار پارامتر غلظت کلکتور، ph، غلظت کبراکو و سیلیکات سدیم بر عیار و بازیابی فلوریت بررسی شد. بیشترین مقدار عیار فلوریت (1/93%) با بازیابی 76% بدست آمد. در حالت بهینه با در نظر گرفتن حداقل عیار فلوریت برابر 85%(به منظور استفاده در صنایع متالورژیکی و سرامیکی) و حداکثر بازیابی، عیار و بازیابی فلوریت به ترتیب 87% و 2/85% بدست آمد و در نهایت با شستشوی یک مرحله ای کنسانتره ی مرحله رافر، محصولی پر عیار با عیار فلوریت 2/96% و بازیابی کلی 70% بدست آمد.

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 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

اولین مرحله پرعیارسازی خط فرآوری باطله های خشک گل گهر توسط دستگاه های ثقلی از نوع مارپیچی انجام می شود. بیشترین سهم افزایش عیار آهن این خط به عهده جداکننده های مارپیچی است. تمامی آزمایش ها در مقیاس نیمه صنعتی و با یک مارپیچ، مشابه مارپیچ های موجود در کارخانه هماتیت گل گهر انجام شد. نتایج این تحقیق نشان داد که بهترین وضعیت متغیرهای عملیاتی بار ورودی عبارت اند از: درصد جامد 25 %، دبی 6 متر مکعب بر ساعت، محل دریچه تخلیه 18 سانتی متر، اندازه حداکثری ابعاد ذرات 1 میلی متر و اندازه حداقلی 80 میکرون. در این شرایط و بدون تغییر محدوده ابعادی بار ورودی، عیار آهن کنسانتره یک مرحله پرعیارسازی، نسبت به کنسانتره رافر کارخانه حدود 4/4 % بیشتر است. همچنین عیار آهن باطله حدود 4 % کمتر و بازیابی آهن 3/4 % بیشتر از حال حاضر کارخانه است. نتایج آزمایشگاهی به دو مدل کاپور و بزن برازش شدند؛ اولین مدل که یک مدل پدیدارشناختی است، نتایج مطلوبی به دنبال نداشت؛ اما مدل دوم که یک مدل تجربی بر مبنای منحنی جدایش است، با ضریب تعیین بسیار بالایی به داده های مشاهداتی برازش شد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

چکیده ندارد.

خنثی سازی، دفن و مدیریت پسمان های رادیواکتیو در نیروگاه های هسته ای، پزشکی، صنایع و مراکز تحقیقاتی یکی از معضلات اساسی زیست محیطی است. براساس مقررات آژانس بین المللی انرژی اتمی، باطله ها پس از عمل آوری و به حد استاندارد رساندن در محل مناسب و در پوشش لایه ای از خاک رس و ترجیحا بنتونیت دفن می شود. از آنجایکه انتقال عناصر موجود در باطله به منابع آب و یا جذب آنها تابع عوامل بسیاری از جمله دما، زمان تماس، ph ، eh، غلظت گونه رادیواکتیو، وجود عوامل کمپلکس کننده از قبیل edta و کلرید سدیم، نوع و ترکیبات رس می باشد لذا در این تحقیق از سزیم و استرانسیوم به عنوان عناصر رادیواکتیو و از بنتونیت ناحیه سمنان به عنوان لایه رس جاذب استفاده گردید. جذب و انتقال عناصر فوق از محلول نیتراتی بر روی بنتونیت از طریق آزمایش های ناپیوسته و ستونی انجام شد. نتایج آزمایش ها نشان می دهد که با افزایش زمان تماس، میزان جذب سزیم و استرانسیوم افزایش می یابد و در مدت زمان 60 دقیقه به حداکثر 98 درصد جذب می رسد. جذب صورت گرفته برای هر دو گونه، از سنیتیک مرتبه دوم پیروی می کند. مدل فرندلیچ بهتر از بقیه مدل ها، فرایند جذب سزیم و استرانسیوم بر روی بنتونیت و بنتونیت خالص شده را تشریح می کند. حداکثر جذب برای سزیم بر روی بنتونیت و بنتونیت خالص شده به ترتیب برابر با mmol/kg330 و mmol/kg503 می باشد و برای استرانسیوم نیز به ترتیب برابر mmol/kg143 و mmol/kg255 می باشد. با تغییر ph محلول، میزان جذب سزیم تغییر چندانی نمی کند و فقط در ph=8 میزان جذب اندکی افزایش می یابد. با تغییرات ph میزان جذب استرانسیوم تغییر چندانی نمی کند و فقط در ph های بالاتر از 10 میزان جذب تا حدود زیادی افزایش می یابد. در مجموع فرایند جذب هر دو عنصر از مکانیزم تبادل یون پیروی می کند. بیشترین میزان جذب با تغییرات eh نیز در حوالی eh برابر 100+ رخ می دهد، همچنین دما باعث افزایش میزان جذب می گردد. حضور کلرید سدیم و edta با عث کاهش میزان جذب می شود که با افزایش غلظت آنها میزان جذب نیز به مقدار قابل توجه ای کاهش می یابد که آزمایش های ستونی نیز تایید کننده این مطلب است

لیچینگ احیایی بطور گسترده برای بازیابی فلزات با ارزش از ندولهای منگنز مورد مطالعه قرار گرفته است . در تحقیق حاضر از این روش برای استخراج کبالت از یک کانه لاتریتی استفاده گردید. کانه پیش فرآوری شده کبالت از کانسار تیدر در حضور فنل با اسید سولفوریک لیچ شد و تاثیر پارامترهای مختلف بر بازیابی مورد بررسی قرار گرفت. این عوامل عبارت بودند از : غلظت اسید سولفوریک ، مقدار فنل ، نسبت مایع به جامد ، دما و زمان .

هدف از انجام این پایان نامه بازیابی طلا از لجن مس آندی سرچشمه کرمان به روش هیدرومتالورژی است. لجن مس آندی که مواد نامحلول باقیمانده از تصفیه الکترولیتی مس است حاوی عناصر با ارزشی مانند طلا، نقره و سلنیم می باشد. و بعنوان محصولات ثانویه فرآیند تولید شمش مس از لجن استخراج میشوند. لجن مس آندی مورد آزمایش حاوی حدود 41/9 درصد سلنیم، 86/12 درصد مس 35/3 درصد نقره و 1/0 درصد طلا است. مراحل کلی انجام پروژه بشرح زیر می باشد:- قبل از شروع عملایت لیچینگ عمل نرمه گیری از لجن توسط استوب سیکلون صورت گرفت تا بخشی از باریت حذف (انتقلا به ته ریز) و عناصر با ارزش که عمدتا دانه ریز هستند در سر ریزاستوب سیکلون متمرکز شوند لذا در مراحل بعدی محصول سرریز مورد لیچینگ قرار گرفت و در نتیجه مصرف مواد شیمیایی به مقدار قابل توجهی کاهش یافت.در فرآیند لیچینگ لجن با اسیدنیتریک، عناصر مس، نقره و سلنیم از لجن جذف شدند در حالی که طلا در فاز جامد باقی ماند. در این مرحله تاثیرات غلظت اسید، دما و زمان لیچ در خصوص استخراج مس و نقره و سلنیم از لجن بررسی شد که تاثیر غلظت اسید و دما بیشتر از اثر زمان تشخیص داده شد. نهایتا شرایط بهینه لیچ (دمای 90 درجه، اسیدیته 3 مول و زمان 2 ساعت) تعیین گردید. در این شرایط بیش از 99 درصد از مس، 98 درصد از نقره، و 94 درصد از سلنیم حذف شدند.بری انحلال طلا پسماند مرحله قبل از تیزاب سلطانی (مخلوط اسید نیتریک و کلریدریک) لیچ شد. در این مرحله تاثیرات نسبت به دو اسید، دما و زمان در خصوص استخراج طلا از لجن بررسی و مشخص شد که درتمام شرایط اعمال شده طلا کاملا حل شده (85/99) و سه عامل فوق الذکر تاثیر چندانی بر انحلال آن ندارند. نهایتا شرایط بهینه لیچ (دمای 60 درجه، نسبت اسید کلریدریک به اسید نیتریک 1:1 و زمان 60 دقیقه) انتخاب شد در این شرایط طلا حل شده به همراه ناخالصیها وارد فاز آبی گردید.- در مرحله بعد برای خالص سازی محلول لیچ حاوی طلا از حلال ‏‎dnos‎‏ برای انتقال آن از فاز آب به فاز آلی استفاده شد. نتایج نشان داد که میزان بازیابی طلا طی یک مرحله استخراج با نسبت دو فاز ‏‎10:1(a/o)‎‏ برابر 43/98 درصد است. بعبارت دیگر کمتر از 2 درصد طلا در فاز آبی باقی ماند. سپس فاز آلی باردار شده با محلولهای هیدروکسیدآمونیم دو مول و تیوسولفات سدیم 5/0 مول استریپ گردید که ضمن نامطلوب بودن نتایج بترتیب 3 و 15 درصد طلا از فاز آلی استریپ شد.در پایان خالص سازی محلول لیچ حاوی نقره نیز با حلال ‏‎dnos‎‏ و محلول استریپ ‏‎ng4oh‎‏ مورد بررسی قرار گرفت که نتایج اولیه حاکی از موفقیت خالص سازی محلول لیچ نقره با ‏‎dnos‎‏ بود میزان استخراج و استریپ نقره بترتیب معادل 43/98 و 62 درصد بدست آمد که بهینه سازی نتایج به تحقیق بیشتری نیاز دارد.

کارخانه فلوتاسیون لکان با ظرفیت 300 تن در روز، در 40 کیلومتری شهرستان خمین و 66 کیلومتری جنوب غربی اراک واقع شده است. بار ورودی کارخانه از معدن عمارت تامین می شود که دارای دو بخش سولفیدی و اکسیدی سرب و روی می باشد. در کارخانه فلوتاسیون، کانه سولفیدی فرآوری شده و کانه اکسیده همراه با باطله فلوتاسیون وارد سد باطله می گردد. هدف از این رساله، بازیابی کانه های اکسیده روی از سد باطله می باشد. مطالعات کانی شناسی کانسار عمارت و میکروسکوپی باطله و آنالیزهای شیمیایی اولیه انجام شده بر روی باطله کارخانه فلوتاسیون لکان نشان داد که: - کانی با ارزش کانه اکسیدی ، کربنات روی (اسمیت زونیت) می باشد. کانیهای باطله شامل کوارتز، کلسیت و آنکریت می باشند.- درجه آزادی کانه اسمیت زونیت حدود 80-85 درصد است. - عیار روی در باطله 2/3 درصد می باشد که 5/2 درصد آن در فاز اکسیدی و 7/0 درصد آن در فاز سولفیدی می باشد. در حالیکه عیار سرب حدود 8/0 درصد می باشد. - به علت عیار پایین سرب و قابل توجه نبودن قیمت آن و عدم مزاحمت در آزمایشها از بازیابی آن از باطله صرفنظر شد.برای بازیابی روی از مواد باطله کارخانه لکان، روش فلوتاسیون با استفاده از کلکتورهای مختلف مورد بررسی قرار گرفت در این تحقیق کلکتورهای آنیونی (گزنتاتها و اسیدهای چرب) و کاتیونی (آمین ها) مورد استفاده قرار گرفتند و نتایج زیر بدست آمد:- ازفلوتاسیون کانی روی توسط اسیدهای چرب نتایج رضایت بخشی حاصل نشد. با این کلکتور عیار و بازیابی روی به ترتیب 9 درصد و 55 درصد رسید.بهترین نتایج فلوتاسیون کانی روی با استفاده از گزنتاتها و آمین ها به شرح زیر بدست آمد. عیار و بازیابی روی توسط آمین به ترتیب برابر 7/24 و 6/53 درصد بدست آمد. عیار و بازیابی روی توسط گزنتات به ترتیب برابر 4/19 و 8/59 درصد بدست آمد. - در نهایت روش فلوتاسیون با استفاده از آمین ها برای بازیابی کانه های اکسیده روی موجود در باطله کارخانه فلوتاسیون لکان بدلیل عیار قابل قبول تر توصیه شد.