عنوان پایان‌نامه
مطالعه و بررسی بازیابی روی از باطله های کارخانه ی فرآوری سرب و روی کوشک
- رشته تحصیلی
- مهندسی معدن -فرآوری موادمعدنی
- مقطع تحصیلی
- کارشناسی ارشد
- محل دفاع
- کتابخانه پردیس 2 فنی شماره ثبت: 2067;کتابخانه مرکزی -تالار اطلاع رسانی شماره ثبت: 51608
- تاریخ دفاع
- ۲۵ بهمن ۱۳۹۰
- دانشجو
- محمدمهدی رجایی
- استاد راهنما
- اکبر فرزانگان, سیدضیاء الدین شفائی تنکابنی
- چکیده
- در این تحقیق، امکان بازیابی فلز روی از باطله‌های کارخانه‌ی فرآوری معدن سرب و روی کوشک مورد بررسی قرار گرفت. نتایج آنالیز XRD و مطالعات کانی‌شناسی نشان داد که پیریت، اسفالریت و گالن به‌ترتیب، فراوان‌ترین کانی‌های فلزی و کوارتز، دولومیت، بازانیت، کربنات‌هیدروکسی‌آپاتیت، موسکوویت و ایلیت به‌ترتیب، فراوان‌ترین کانی‌های غیرفلزی موجود در نمونه هستند. میزان عناصر آهن، سرب و روی در نمونه با استفاده از آنالیز شیمیایی به‌ترتیب، 80/23%، 95/0% و 67/3% تعیین شد. با مطالعه‌ی مقاطع صیقلی مشخص شد که در اکثر محدوده‌های ابعادی، 60 تا 90 درصد از پیریت و اسفالریت به‌صورت آزاد می‌باشند. در فلوتاسیون اسفالریت به‌منظور بازداشت پیریت، از سولفات آهن، سولفیت سدیم، ترکیب دکسترین و کبراکو، سیانید سدیم و پرمنگنات پتاسیم استفاده شد. در حضور سولفات آهن و در شرایط بهینه (در غیاب کلکتور، pH برابر با 5، 600 گرم بر تن سولفات مس، 400 گرم بر تن سولفات آهن)، کنسانتره‌ای با عیار روی 85/13% و بازیابی 43% حاصل شد. نتایج آزمایش‌های انجام شده در حضور سولفیت سدیم نشان داد که سولفیت سدیم علاوه بر بازداشت پیریت، اسفالریت را نیز بازداشت می‌کند. همچنین با استفاده از ترکیب دکسترین و کبراکو به‌عنوان بازداشت‌کننده‌ی پیریت مشخص شد که با افزایش مقدار کبراکو در ترکیب، بازیابی پیریت کاهش می‌یابد. در شرایط بهینه‌ی فلوتاسیون اسفالریت در حضور ترکیب دکسترین و کبراکو، عیار و بازیابی روی به‌ترتیب، 66/13% و 52/35% به‌دست آمد. توانایی سیانید در بازداشت پیریت در حضور کلکتور، بسیار بیشتر از سایر بازداشت‌کننده‌ها می‌باشد، به‌نحوی که در حضور 100 گرم بر تن آمیل‌گزنتات پتاسیم، عیار و بازیابی روی به‌ترتیب 14%-13% و 50%-40% است. با استفاده از پرمنگنات پتاسیم و در غیاب کلکتور و سولفات مس، کنسانتره‌ای با عیار روی 28/11% و بازیابی 43% حاصل شد. نرمه‌گیری خوراک فلوتاسیون با استفاده از هیدروسیکلون (حد جدایش 15 میکرون) باعث افزایش عیار روی از 85/13% به 21/19% و کاهش بازیابی روی از 43% به 23% می‌شود. نتایج فلوتاسیون معکوس نشان داد که بازداشت اسفالریت حتی با استفاده از 600 گرم بر تن سولفات روی امکان‌پذیر نیست و تحت این شرایط، نزدیک به 60% از اسفالریت، شناور می‌شود. استفاده از فلوتاسیون ستونی، افزایش عیار روی را به‌دنبال دارد. عیار روی در کنسانتره‌ی حاصل از فلوتاسیون ستونی در حضور و غیاب کلکتور به‌ترتیب، 01/9% و 04/18% و بازیابی روی به‌ترتیب، 57% و 45% می‌باشد.
- Abstract
- In this research, the feasibility of zinc recovery from the tailings of Kushk lead and zinc plant was investigated. The results of XRD analysis and mineralogical studies showed that pyrite, sphalerite and galena are the major metallic minerals and quartz, dolomite, bassanite, carbonatehydroxy apatite, muscovite and illite are the major non-metallic minerals. Atomic absorption analysis showed that the amount of iron, lead and zinc elements in sample was 23.8%, 0.95% and 3.67% respectively. Mineralogical studies showed that about 60-90% pyrite and sphalerite were fully liberated in the all studied particle fractions. Different types of pyrite depressants such as iron sulfate, mixture of quebracho and dextrin, potassium permanganate, sodium cyanide were applied in the selective flotation of pyrite and sphalerite. In the optimum condition of flotation tests (in the absence of collector, pH=5, 600 g/t copper sulfate, 400 g/t iron sulfate), maximum grade of Zn and sphalerite recovery were achieved and were equal to 13.8% and 43%, respectively. The results of flotation tests, when sodium sulfite was used as a pyrite depressant, showed that sulfite depressed both of pyrite and sphalerite. Experiments which were designed and carried out with mixture of quebracho and dextrin represented that pyrite floatability was declined with increasing amount of quebracho. Flotation optimum condition using mixture of quebracho and dextrin was obtained with Zn grade and recovery of 13.66% and 35.52%, respectively. Amoung other depressants, sodium cyanide was the most effective pyrite depressant in the presence of collector, in which, using 100 g/t PAX about 40-50% of sphalerite was recovered with average grade of 13-14%. Flotation tests, in which potassium permanganate was used as pyrite depressant in the absence of collector and copper sulfate, showed that highest achievable Zn grade and sphalerite recovery were equal to 11.28% and 43%, respectively. Particles with size under 15 µm in flotation feed were separated using a hydrocyclone; therefore Zn grade in concentrate was improved from 13.85% to 19.21%, However, sphalerite recovery was decreased significantly from 43% to 23%. Reverse flotation tests were carried out in order to depress sphalerite, however results showed that sphalerite depression was not possible, even using of 600 g/t zinc sulfate, about 60% of sphalerite was floated. Column flotation tests resulted in improvement in Zn grade and sphalerite recovery. In these flotation tests, in the presence and absence of collector, Zn grade achieved 9.01% and 18.04%, respectively. In addition, in this condition about 57% and 45% sphalerite was recovered, respectively.
