در این پژوهش تاثیر کانی شناسی و اندازه ذرات بر سینتیک انحلال مس از کانه کم عیار سولفیدی بررسی شد. دو نوع کانه هیپوژن و سوپرژن از معدن دره زار در کرمان تهیه شد. کانی اصلی مس در کانه هیپوژن کالکوپیریت و کانی های اصلی مس در کانه سوپرژن کالکوسیت و کوولیت بودند. مهمترین کانی های باطله در کانه ها کوارتز، پیریت و کانی های رسی بودند. در اثر خردایش، توزیع عناصر و کانی ها در بخش های مختلف دانه بندی تغییر می کند و با کاهش اندازه ذرات عیار مس و آهن افزایش می یابد. توزیع کانی های مس نیز در بخش های مختلف دانه بندی متفاوت است. آزمایش های انحلال شیمیایی نشان داد که پیریت نقش بسیار تعیین کننده ای در فرایند انحلال دارد. با افزایش سرعت انحلال پیریت، سرعت انحلال نسبی کانی های مس کاهش می یابد. همچنین حضور کانی های با سرعت ذاتی انحلال بالاتر، مانند کالکوسیت، سبب ایجاد تاخیر در انحلال کانی های با سرعت انحلال پایین تر، مانند کالکوپیریت، می شود. با تغییر اندازه ذرات سازوکار انحلال شیمیایی آنها تغییر می کند. در آزمایش های بیولیچینگ نیز پیریت نقش بسیار مهمی دارد. در حضور باکتری های گرمادوست معتدل به صورت مخلوط فروپلاسما کوپلوکیومولانس، سولفوباسیلوس ترموسولفیدانس، اسیدی میکروبیم فرواکسیدانس، اسیدی تیوباسیلوس فلیفیوم در دمای 40 درجه سانتیگراد، افزایش پتانسیل محلول سبب افزایش سرعت انحلال پیریت و متوقف شدن انحلال مس پس از 15 روز می شود. با این حال در حضور باکتری های گرمادوست مطلق به صورت مخلوط سولفوبوس متالیسوس، متالوسفرا سدولا، متالوسفرا هاکوننیس در دمای 65 درجه سانتیگراد سرعت انحلال مس افزایش یافته و انحلال حتی بعد از 30 روز ادامه می یابد. آزمایش های بیولیچینگ نمونه های مخلوط کانه هیپوژن-سوپرژن با نسبت 30:70 نشان داد که ترکیب کانی شناسی تاثیر زیادی بر سرعت نسبی انحلال کانی های مس دارد و با انتخاب ترکیب کانی شناسی مناسب می توان میزان انحلال مس را افزایش داد. به عنوان مثال، در نمونه مخلوط (30:70) مربوط به بخش 25- 7/12+ میلیمتر، اختلاط سبب کاهش 5 درصدی انحلال مس در انحلال شیمیایی شد در حالی که میزان انحلال مس در بیولیچینگ 7 درصد افزایش یافت. در عین حال نمونه مخلوط (70-30) مربوط به بخش 8- 4+ میلیمتر، اختلاط تاثیری بر لیچینگ و بیولیچینگ مس نداشت. مدل سازی الکتروشیمیایی آزمایش های لیچینگ نشان داد که با تغییر غلظت یون های فریک و فرو در محیط، سازوکار انحلال کانی های مختلف تغییر می کند. همچنین تغییرات غلظت یون های آهن و اندازه ذرات سبب تغییر در تاثیر توپولوژی بر انحلال کانی ها می شود. مقایسه نتایج مدل های هسته انقباضی و الکتروشیمیایی نشان داد که مدل هسته انقباضی به تنهایی قادر به توصیف سازوکار انحلال کانه کم عیار سولفیدی مس نیست و مدل الکتروشیمیایی نتایج بهتری را ارائه می کند.

فرآیندهای متداول بازیابی مس از کانه های اکسیدی شامل لیچینگ توده ای و استخراج با حلال آلی (sx) می باشند. هدف اصلی این تحقیق مطالعه پارامترهای عملیاتی فرآیند استخراج مس با حلال آلی از محلول حاصل از لیچینگ کانسنگ اکسیدی معدن مس دره زرشک بوده است. طراحی مدار استخراج با حلال آلی در مورد هر معدن مس جدید مستلزم انجام آزمایش های پایه و تعیین مقادیر بهینه پارامترها در این فرآیند می باشد. لذا در این تحقیق پس از مروری بر تحقیقات قبلی انجام شده در زمینه لیچینگ ستونی و استخراج مس با حلال آلی، ابتدا نمونه دریافتی از معدن آماده سازی و شناسایی گردید. سپس آزمایشهای بطری غلتان با هدف بررسی رفتار نمونه و تعیین بازیابی مس و مصرف اسید انجام شد. به منظور دستیابی به محلول باردار مورد نیاز آزمایش های استخراج با حلال، یک ستون لیچینگ به ارتفاع 2/2 متر و قطر 25 سانتیمتر به همراه واحدهای جنبی در آزمایشگاه هیدرومتالورژی طراحی و ساخته شد و آزمایش لیچینگ ستونی بر روی نمونه مذکور (با ابعاد کوچکتر از 2 اینچ) به مدت 75 روز انجام شد. در ادامه ضمن تعیین تعداد مراحل استخراج مورد نیاز در فرآیند استخراج حلالی (با استفاده از دیاگرام مک کیب)، تاثیر پارامترهای عملیاتی شامل نوع رقیق کننده، ph، غلظت استخراج کننده، نسبت فاز آلی به آبی و غلظت اولیه محلول باردار در آزمایشهای استخراج حلالی مورد بررسی قرار گرفت. در مطالعات استخراج با حلال از ماده شیمیایی cp-150 به عنوان استخراج کننده و از رقیق کننده های مورد استفاده در مجتمع مس سرچشمه (حاوی مقدار آروماتیک1/14%) و m103 (حاوی مقدار آروماتیک 2/1%) استفاده گردید و بخشی از آزمایشها بر اساس طرح آماری فاکتوریل کامل انجام شد. عیار مس در نمونه کانسنگ دریافتی معدن دره زرشک حدود 4/0% بود. در آزمایش های بطری غلطان پس از زمان 56 ساعت میانگین بازیابی مس و آهن به ترتیب 75% و15% و میزان مصرف اسید 8/52 کیلوگرم بر تن تعیین شد. در آزمایش لیچینگ ستونی بازیابی مس و آهن پس از 75 روز به ترتیب به ارقام 5/78% و 1/13% رسید و میزان کل اسید مصرفی در ستون معادل 23/34 کیلوگرم بر تن اندازه گیری شد. نتایج آزمایش های استخراج حلالی در شرایط ناپیوسته نشان داد که در حالت استفاده از رقیق کننده m103 با درصد آروماتیک کمتر، درصد استخراج مس بالاتر، سینتیک استخراج سریع تر و تولید یون هیدروژن در اثر فرآیند استخراج کمتر است. همچنین نتایج طراحی آماری آزمایشهای استخراج با حلال نشان داد که عوامل مهم در استخراج مس با حلال آلی از محلول مورد نظر، ph و نسبت فاز است و در محدوده مورد بررسی رقیق کننده تاثیر کمتری بر روی درصد استخراج مس دارد. در شرایط بهینه و تحت شرایط2=ph، نسبت یکسان فازهای آلی و آبی و در طی دو مرحله استخراج با استفاده رقیق کننده m103 بازیابی و ضریب توزیع مس به ترتیب در حدود 8/96% و38/28 به دست آمد.

مطالعات نشان داده است که حدود 70 درصد از کل انرژی مصرفی در خط تولید سیمان مربوط به مرحله خردایش است. استفاده از دستاوردهای دو دهه اخیر در زمینه بهینه سازی مدارهای خردایش، تاثیر زیادی بر کاهش هزینه عملیاتی کارخانه و حفظ منابع انرژی داشته است. آسیاهای گلوله ای کاربرد زیادی در خردایش مواد اولیه سیمان داشته اند و مطالعات زیادی برای شبیه سازی آن ها انجام شده است. کارخانه سیمان خاش دارای ظرفیت تولید 2600تن در روز می باشد. مدار خردایش سیمان خاش از آسیای لوله ای (شامل دو آسیای گلوله ای) با ظرفیت 200تن در ساعت و ابعاد (قطر آسیا 68/4متر و طول اتاقچه اول 75/5 متر و اتاقچه دوم 25/6 متر) جهت آسیاکنی مواد اولیه سیمان استفاده می شود. این آسیا در مدار بسته با یک کلاسیفایر هوایی قرار دارد. هدف از این تحقیق، بررسی عملکرد مدار این آسیا، با مدل سازی آن به صورت دو آسیای گلوله ای مجزا در مدار بسته با یک سرند، است. از جریان های خوراک و محصول آسیای لوله ای کارخانه نمونه گیری شد. آزمایش های خردایش برای تعیین پارامترهای تابع انتخاب و تابع شکست انجام شد و با استفاده از نرم افزارbfds پارامترهای مرتبط محاسبه گردید. با استفاده از پارامترهای تابع شکست(به سه روش بروبه،هربست و فورستنا، هربست و فورستنای اصلاح شده)، پارامتر تابع انتخاب بزرگ مقیاس شده، زمان ماند متوسط و پارامترهای سرند شبیه سازی مدار آسیای مواد اولیه با استفاده از نرم افزار modsim انجام شد. نتایج آزمایش های شکست بر روی نمونه های بار اولیه آسیا نشان داد که ماکزیمم تابع انتخاب آزمایشگاهی (3829/0 بر دقیقه) برای فراکسیون (1000+1400-)میکرون به دست آمد. همچنین محاسبه تابع انتخاب بزرگ مقیاس شده برای اتاقچه اول آسیای لوله ای در ابعاد (4000+8000-) میکرون (4/0بر دقیقه) و برای اتاقچه دوم در ابعاد (2000+4000-) میکرون (38/0بر دقیقه) به دست آمد. برای شبیه سازی از نرم افزار modsim استفاده شد. برای آسیاها از مدل هایmill,gmill استفاده شد. نتایج مدار شبیه سازی شده را با مدار واقعی مقایسه کرده و نتایج به دست آمده از شبیه سازی مدل gmill از لحاظ توزیع دانه بندی و 80d محصول نهایی نزدیک به مدل واقعی می باشد. بااستفاده از شبیه سازی دانه بندی محصول آسیای لوله ای با تغییر شرایط عملیاتی (تغییر تناژ خوراک و درجه انباشتگی) پیش بینی شد. نتایج نشان داد که با افزایش تناژ خوراک و افزایش درجه انباشتگی گلوله ها در آسیا باعث کاهش کیفیت محصول از لحاظ دانه بندی می شود.

با توجه به افزایش روز افزون تقاضا برای فلز روی و کم عیار شدن کانه¬های آن، امکان سنجی استحصال این فلز از باطله های معادن و کارخانه¬ها با استفاده از فرآیندهای جدید نظیر بیولیچینگ ضروری می¬باشد. از طرف دیگر باطله¬های سولفیدی حاوی پیریت به دلیل پتانسیل اسیدزایی به عنوان یکی از آلاینده¬های مهم محیط زیست محسوب می¬شوند. در این تحقیق امکان سنجی بیولیچینگ روی از باطله ی کارخانه ی فلوتاسیون سرب و روی کوشک در مقیاس آزمایشگاهی بررسی شد. در عین حال برای مقایسه بهتر تعدادی از آزمایش ها نیز بر روی نمونه خوراک کارخانه مذکور انجام شد. بدین منظور از سه باکتری مزوفیل acidithiobacillus ferrooxidans (af)، leptospirillum ferrooxidans(lf) وacidithiobacillus thiooxidans (at) و مخلوط آن ها استفاده شد. از بین پارامترهای عملیاتی فرآیند بیولیچینگ، تاثیر مواد شیمیایی فلوتاسیون سرب و روی، سازگاری باکتری ها، میزان پیریت و شیل در آزمایش های بیولیچینگ مورد بررسی قرار گرفت. در بخش اول آزمایش ها تاثیر مجموع مواد شیمیایی مصرفی در کارخانه فلوتاسیون سرب و روی کوشک و نیز تاثیر کلکتورهای پتاسیم آمیل گزنتات و پتاسیم اتیل گزنتات بر بیولیچینگ اسفالریت موجود در نمونه خوراک کارخانه بررسی شد و اثر آن ها بر عملکرد باکتری ها و انحلال روی تحلیل شد. بر اساس نتایج بدست آمده از این آزمایش ها، مواد شیمیایی مورد استفاده سبب بهبود فرآیند بیولیچینگ روی شد و بیش ترین تاثیر مثبت این مواد در آزمایش های بیولیچینگ با گونه ی مخلوط باکتری ها مشاهده شد. درصد استخراج روی پس از 30 روز با گونه مخلوط باکتری ها در حضور مواد شیمیایی 97% و در عدم حضور مواد شیمیایی74% به دست آمد. برای بررسی تاثیر سازگار کردن باکتری ها، آزمایش های بیولیچینگ بر روی نمونه باطله انجام شد. نتایج این بخش از آزمایش ها نشان داد که در حضور گونه ی سازگار شده، سینتیک انحلال روی افزایش می¬یابد؛ به عنوان مثال، با استفاده از گونه مخلوط باکتری های سازگار شده پس از 4 روز 98% روی استخراج شد در حالی که برای دستیابی به همین درصد استخراج با گونه مخلوط سازگار نشده به 8 روز زمان نیاز بود. برای بررسی تاثیر میزان پیریت، بیولیچینگ روی از محدوده ابعادی 53+75- میکرون نمونه باطله و خوراک توسط باکتری af مقایسه شد. در این بررسی، مقدار ثابت سینتیک بیولیچینگ روی از نمونه¬ باطله بیش از دو برابر نمونه خوراک بود. تاثیر مثبت پیریت همچنین از طریق افزایش پلکانی کنسانتره پیریت به کنسانتره اسفالریت در آزمایش های بیولیچینگ نیز بررسی و تائید شد؛ به عنوان مثال، در بیولیچینگ اسفالریت با باکتری af بازیابی روی پس از 168 ساعت در عدم حضور پیریت 26% بود در حالی که با افزودن 4 گرم پیریت بازیابی به 40% افزایش یافت. در این ارتباط افزایش ثابت سرعت بیولیچینگ روی از باطله به میزان 17 برابر بیش تر از بیولیچینگ روی از کنسانتره مشاهده گردید. استفاده از شیل به همراه باطله در فرآیند بیولیچینگ بر بازیابی نهایی روی توسط هر سه باکتری و بر سینتیک انحلال تاثیر منفی نشان داد.

در فرآوری کنسانتره سولفیدی حاوی کالکوپیریت، به دلیل مصرف زیاد انرژی و مشکلات زیست محیطی روش های پیرومتالورژی، توجه محققین و صنعت به سمت روش های هیدرومتالورژی رو به افزایش است. در فرایندهای هیدرومتالورژیکی، کالکوپیریت حالت بسیار مقاوم از خود نشان می دهد که علت آن تغییرات در سطح کانی و تشکیل محصولاتی است که در شرایط اکسیدی بسیار پایدار می باشند. تا کنون تلاش های زیادی برای بهبود انحلال کالکوپیریت انجام گرفته است. روش هایی مانند انجام فرآیند در دما و فشار بالا و استفاده از افزودنی های مختلف مانند نانو سیلیس، کربن فعال، یون نقره، پیریت و غیره مورد بررسی قرار گرفته اند. در این تحقیق استفاده از پراکسید دی سولفات سدیم به عنوان یک افزودنی کمکی برای بهبود فرآیند لیچینگ مس از کنسانتره کالکوپیریتی مجتمع مس سرچشمه، مورد بررسی قرار گرفته است. پارامترهای مختلفی مانند غلظت پراکسید دی سولفات، حضور یون فریک، حضور یون فرو، دما، زمان و درصد جامد مطالعه شدند. نتایج نشان داد که در محیط اسیدی و در 2 ph= و در حضور پراکسید دی سولفات بازیابی مس تا حدود 14 درصد افزایش می یابد. با افزودن پراکسید دی سولفات، افزودن یون فریک سبب افزایش بازیابی مس می شود. در همین شرایط، افزودن یون فرو سبب افزایش سرعت انحلال در مراحل ابتدایی لیچینگ می شود اما با گذشت زمان سرعت و میزان انحلال کاهش می یابد. به طور کلی می توان گفت که افزایش دما سبب بهبود لیچینگ کالکوپیریت می شود. افزودن پراکسید دی سولفات باعث می شود که انرژی اکتیواسیون انحلال کالکوپیریت به kj/mol 58 ( نسبت به مقدار kj/mol 73 در عدم حضور پراکسید دی سولفات ) کاهش یابد. بالاترین بازیابی در شرایط مقدار کنسانتره g/l 10، غلظت پراکسید g/l 10، غلظت یون فریک g/l 10، دمای 70 درجه و زمان 24 ساعت بدست آمد که برابر 31 % بود. افزایش درصد جامد باعث کاهش بازیابی مس می شود. آنالیز xrf پسماند جامد نتایج آزمایش های لیچینگ را تایید کرد. کلمات کلیدی: کنسانتره کالکوپیریت، لیچینگ، پراکسید دی سولفات سدیم، مجتمع مس سرچشمه

شرایط فعلی حاکم در مدار سیانوراسیون کارخانه طلای موته شامل غلظت سیانور 1000 گرم بر تن، غلظت 5000 گرم بر تن آهک، دانه بندی خوراک 150 میکرون و زمان واکنش 56 ساعت است که نحت این شرایط طلا 76% طلا در طی لیچینگ سیانیدی انحلال یافته است. در آزمایش های سیانوراسیون به شیوه تک پارامتری تاثیر زمان های واکنش 12 تا 72 ساعت، غلظت سیانور 200 تا 1000 گرم بر تن، غلظت آهک 0 تا 5000 گرم بر تن و ابعاد ذرات خوراک 53 تا 150 میکرون مورد بررسی واقع شذه است. بر اساس نتایج آزمایش ها و عوامل فنی اقتصادی زمان 48 ساعت، غلظت 600 گرم بر تن سیانور، غلظت 4000 گرم بر تن آهک و دانه بندی 63 میکرون برای دستیابی به بازیابی 86.38 درصد طلا به عنوان حالت بهینه فوایند انتخاب شد. همچنین 30 آزمایش سیانوراسیون بر اساس روش طراحی اماری سطح پاسخ انجام شد. که تاثیر همزمان چهار پارامتر مورد مطالعه هریک در پنج سطح بررسی گردید. و مدل آماری معنی دارای برای پیش بینی درصد طلای استخراج شده به دست آمد.نتیجه پیش بینی شده توسط مدل ارائه شده در نرم افزار با هدف بهینه سازی شامل،غلظت 500 گرم بر تن سیانور، غلظت 4000 گرم بر تن آهک، دانه بندی 63 میکرون و زمان واکنش 60 ساعت بود وتحت این شرایط بازیابی 85/34 % به دست آمد.

در فرایندهای هیدرومتالورژیکی، کالکوپیریت حالت بسیار مقاوم از خود نشان می¬دهد که علت آن تغییرات در سطح کانی و تشکیل لایه¬ای مقاوم است که در شرایط اکسیدی بسیار پایدار می¬باشد. یکی از راه¬های بهبود سرعت لیچینگ کالکوپیریت استفاده از کاتالیزورهایی مانند یون¬های نقره، ذرات کربن، نانوسیلیس، پراکسیددی¬سولفات، حلال¬های قطبی و... می¬باشد. در این تحقیق لیچینگ کالکوپیریت در محیط اسید سولفوریک و در حضور پراکسیددی¬سولفات به¬عنوان افزودنی بررسی شد. مطالعات الکتروشیمیایی به¬منظور بررسی رفتار کالکوپیریت در شرایط مختلف انجام شد. آزمایش¬های ولتامتری چرخه¬ای در محدود پتانسیل 45/0- تا v vs sce 8/0در phهای 1 و 5/2 نشان داد که در محدوده پتانسیل v 25/0، یک پیک آندی و سه پیک کاتدی دیده می¬شود. آزمایش¬های ولتامتری چرخه ای در حضور یون¬های فریک و پراکسیددی¬سولفات بیان¬گر ظهور پیک¬های کاتدی مربوط به احیا یون¬های فریک به فرو و هم¬چنین جابجا شدن پیک احیایی کالکوپیریت به کالکوسیت به سمت پتانسیل¬های منفی¬تر بود. نمودار تافل الکترود کانی کالکوپیریت در غیاب پراکسیددی-سولفات دارای شیب منفی در محدوده پتانسیل 2/0 تا v vs sce 05/0 بود که تشکیل لایه مقاوم در سطح کالکوپیریت را نشان می¬دهد. در حضور پراکسیددی¬سولفات، این شیب منفی از بین رفت. اندازه¬گیری پتانسیل مدار باز، افزایش پتانسیل اندازه¬گیری شده را با افزایش میزان غلظت یون¬های fe3+ نشان داد، در حالی¬که با افزایش غلظت fe2+، کاهش در پتانسیل مدار باز مشاهده شد. آزمایش¬های ولتامتری خطی (lsv) با استفاده از پسماند لیچینگ مربوط به زمان¬های مختلف نشان داد که در غیاب پراکسیددی¬سولفات لایه مقاومی در سطح کالکوپیریت تشکیل شده و میزان جریان مبادله شده کاهش یافت. در حضور پراکسیددی¬سولفات میزان جریان مبادله شده حتی در زمان¬های 72 ساعت لیچینگ قابل توجه بود که بیانگر فعال بودن سطح کالکوپیریت است. آزمایش¬های کرونوآمپرومتری الکترود کانی کالکوپیریت نشان داد که در پتانسیل¬های کم¬تر از v vs. sce 8/0 میزان جریان عبوری به سرعت کاهش می¬یابد و سپس به یک حالت پایدار می¬رسد. علت کاهش ناگهانی جریان، تشکیل لایه مقاوم در سطح کالکوپیریت می¬باشد. آزمایش¬های امپدانس الکتروشیمیایی الکترود کالکوپیریت در پتانسیل¬های آندی mv vs. sce 100- (ocp) تا mv vs. sce 800 انجام شد. با افزایش پتانسیل¬، طیف امپدانس از حالت نیم¬دایره خارج شده و به حالت خطی در آمد که بیانگر افزایش مقاومت می¬باشد. پتانسیل mv 650 دارای اهمیت ویژه¬ای است به-طوری که از این پتانسیل میزان مقاومت به مقدار چشمگیری کاهش یافت. در پتانسیل mv 800 رفتار الکتروشیمیایی سیستم تغییر قابل¬توجهی کرد به¬صورتی که در فرکانس¬های میانی یک چرخه القایی دیده ¬شد که می¬تواند به دلیل انحلال لایه مقاوم تشکیل شده در مراحل قبل و یا مربوط به استراحت یون¬های منفی تجمع یافته در سطح مشترک لایه مقاوم با محلول الکترولیت باشد. تاثیر پراکسیددی¬سولفات بر روی مقاومت انتقال بار، درغلظت¬های mmol/l1/0 و 001/0پراکسیددی-سولفات بر روی الکترود کالکوپیریت خالص انجام شد. افزودن پراکسیددی¬سولفات به محیط سبب کاهش مقاومت به میزان چشمگیری شد. با افزایش غلظت پراکسید از 001/0 به mmol/l 1/0 میزان مقاومت باز هم کاهش یافت.

در حال حاضر، در معدن مس میدوک، بخش پرعیار سولفیدی توسط عملیات فلوتاسیون پرعیار شده و کنسانتره کالکوپیریت تولید می شود. بخش اکسیدی نیز به صورت هیپ لیچینگ عمل آوری می شود. با اینحال هیچ گونه فعالیتی در مورد فرآوری بخش سولفیدی کم عیار (که بخش عمده آن کانیهای سولفیدی مانند کالکوسیت است) انجام نشده است. هدف از این تحقیق، بررسی لیچینگ شیمیایی کانه کم عیار سولفیدی مس میدوک و تعیین شرایط بهینه عملیاتی جهت انجام فرایند هیپ لیچینگ می باشد.

تحقیق حاضر با هدف بررسی امکان استحصال روی از باطله سیلیکاتی معدن تاجکوه با روش لیچینگ قلیایی و تعیین شرایط بهینه عملیاتی و پارامترهای موثر می باشد. در مجتمع ذوب روی بافق، در حدود 50 هزار تن کانسنگ مربوط به معدن سرب و روی تاجکوه دپو شده است. آنالیزهایxrd وxrf نمونه نشان داد که کانی های اصلی روی در نمونه اسمیت زونیت، ویلمیت وهمی مورفیت است و عیار روی و سرب در نمونه به ترتیب 12 % و 5 % می باشد. گانگ اصلی نیز دولومیت و سیلیس است. پرعیارسازی نمونه توسط میز لرزان انجام شد که طی دو مرحله شستشو، کنسانتره ای با عیار متوسط 6/23 درصد روی و بازیابی روی 83 % درصد به-دست آمد. کنسانتره به دست آمده از جدایش ثقلی برای انجام آزمایش های لیچینگ قلیایی استفاده شد. تعداد 36 آزمایش لیچینگ بر اساس روش طراحی آماری سطح پاسخ (ccd) در 5 سطح و دو بلوک با 10 نقطه مرکزی انجام شد. تاثیر پارامترهای موثر بر لیچینگ قلیایی شامل: دما، اندازه ذرات، غلظت سدیم هیدروکسید، نسبت مایع-جامد و زمان واکنش بررسی شد و مدل آماری مطلوب برای پیش بینی بازیابی روی به دست آمد. نتایج آنالیز واریانس بازیابی روی نشان داد که غلظت سدیم هیدروکسید و دما بیشترین تاثیر را بر بازیابی روی دارند. برای بهینه سازی بازیابی لیچینگ قلیایی، مدل پیشنهادی نرم افزار با شرایط غلظت سدیم هیدروکسید 230 گرم بر لیتر، دما 115 درجه سانتی گراد، زمان 8 ساعت، نسبت مایع-جامد 40:1 و انداز ذرات 125- میکرون بود که تحت این شرایط بازیابی لیچینگ قلیایی روی 89 % پیش بینی شد. شرایط پیشنهاد شده نرم افزار مورد آزمایش و تکرار قرار گرفت که مقدار بازیابی روی به دست آمده 80% و نزدیک به بازیابی پیش بینی شده نرم افزار بود.

در کارخانه فلوتاسیون سرب و روی باما، از کانسنگ های مختلف، جهت تهیه ی کنسانتره های سرب و روی استفاده می شود. کنسانتره ی تولیدی از کانسنگ زیرزمینی معدن گوشفیل، به دلیل درصد بالای پیریت، کیفیت لازم از نظر محتوای آهن را ندارد. مطالعه ی مقاطع این کانسنگ نشان داده است که درگیری و تنوع کانی های گالن، اسفالریت و پیریت پیچیده است. همچنین بخشی از کانسنگ در همبری با شیل های کربن دار تشکیل شده است که موجب کاهش انتخابی بودن فلوتاسیون می شود. در مطالعات فلوتاسیون جهت جداسازی بخش کربن دار، حدود 23 % روی و 30% از سرب در بخش شناور شده به هدر رفته اند. در ادامه، آزمایش های فلوتاسیون کانسنگ گوشفیل با بازداشت پیریت و اسفالریت جهت فلوتاسیون گالن، و سپس فلوتاسیون اسفالریت با فعال سازی آن و بازداشت پیریت، انجام شد. مشاهده گردید که با افزایش سولفات روی از 500 به 1000 گرم بر تن، در حضور 100 گرم بر تن سیانید سدیم، عیار آهن، سرب و روی در کنسانتره ی سرب تغییری نکرده است، در حالی که بازیابی گالن در کنسانتره ی سرب، حدود 7.5 % افزایش یافته است ولی بازیابی اسفالریت و پیریت، به ترتیب، حدود 4 و 2 % کاهش یافته است. همچنین، با افزایش سیانید سدیم از 100 به 200 گرم بر تن، عیار آهن و روی در کنسانتره ی سرب تغییری نکرده است در حالی که عیار سرب آن حدود 2% کاهش یافته است و بازیابی گالن، اسفالریت و پیریت به ترتیب، حدود 2، 7.5 و 6% افزایش یافته است. در مرحله ی فلوتاسیون اسفالریت، با تنظیم ph در حدود 11.5، و استفاده از حدود 500 گرم بر تن سولفات مس در حضور 75 گرم بر تن امیل گزنتات پتاسیم، عیار آهن، روی و سرب در کنسانتره ی روی به ترتیب حدود 10، 8 و 1%می باشد. نتایج فوق نشان داد که به علت پیچیدگی کانسنگ پرپیریت معدن گوشفیل، آزمایش های فلوتاسیون متداول منجر به حذف بخشی از آهن در کنسانتره های سرب و روی می شود ولی رسیدن به کنسانتره ی سرب حاوی مقادیر مجاز آهن و روی، نیاز به بررسی بیشتر دارد.

چکیده امروزه افزایش تقاضای آهن در دنیا، تولید کنندگان را ملزم به تولید کنسانتره آهن از کانه های کم عیار کرده است. با توجه به تنوع کانی شناسی وگوناگونی کانسارهای آهن رسیدن به کنسانتره آهن با عیار و بازیابی اقتصادی مستلزم تحقیق و مطالعات در مقیاس آزمایشگاهی، نیمه صنعتی و صنعتی می باشد. در این تحقیق با هدف دستیابی به فلوشیت آزمایشگاهی فرآیند تولید کنسانتره از کانسنگ کم عیار معدن سیریز، پس از شناسایی نمونه، آزمایش هایی با استفاده از روش های مختلف پرعیار سازی بر روی نمونه مذکور صورت گرفته است. بدین منظور مطالعات شناسایی شامل آنالیز عنصری، کانی شناسی و تعیین درجه آزادی بر روی نمونه دریافتی از معدن صورت گرفت که کانه مورد نظر از نوع مگنتیتی با عیار آهن حدود 32% وگانگ سیلیکاته بود. همچنین مطالعات درجه آزادی با استفاده از تهیه مقاطع صیقلی نشان داد که در محدوده ی ابعادی 106- میکرون بیش از 90% مگنتیت آزاد می شود. به منظور تعیین سختی و قابلیت خردایش سنگ آهن سیریز، آزمایش اندیس باند گلوله ای نیز انجام گردید که مقدار اندیس باند نمونه kwh/t 17/13 تعیین شد. سپس آزمایش های پرعیار سازی با استفاده از روش های جدایش ثقلی (میز لرزان و مارپیچ همفری) و جدایش مغناطیسی تر شدتهای 1200 و 4000 گوس بر روی نمونه انجام گردید. نتایج آزمایشهای لوله دیویس نشان داد که دستیابی به کنسانتره با عیار آهن حدود 67% مستلزم خردایش نمونه تا ابعاد کوچکتر از106 میکرون می باشد. نتایج پرعیارسازی با استفاده از میز لرزان نشان داد که با استفاده از این روش و در شرایط بهینه (شامل شیب 10 درجه، درصد جامد 25% و ابعاد خوراک 500- میکرون) با یک مرحله پرعیارسازی می توان به کنسانتره با عیار حدود 53% و بازیابی وزنی حدود 51% دست یافت. آزمایش های پرعیارسازی با مارپیچ همفری در دو محدوده ابعادی 500+1000- میکرون و 500- میکرون نشان داد که با استفاده از این روش امکان دستیابی به باطله ای با عیار 10-15% آهن امکانپذیر است و با توجه به هزینه کم این روش میتوان از آن به عنوان مرحله اولیه پرعیارسازی استفاده نمود. نتایج آزمایش های تکمیلی پرعیارسازی با استفاده از جداکننده مغناطیسی تر نشان داد که با انجام مرحله اول جدایش در محدوده 500- میکرون و در شدت میدان 4000 گوس و سپس خردایش محصول تا ابعاد 45- میکرون و جدایش مغناطیسی در شدت میدان 1200 گوس می توان به کنسانتره با عیار 67-68% دست یافت. در این حالت بازیابی وزنی محصول نهایی حدود 52-50% و بازیابی آهن در آن 91-90% خواهد بود.