عنوان پایان‌نامه
بیوفلوتاسیون کانسنگ های سولفیدی کم عیار سرب و روی
- رشته تحصیلی
- مهندسی معدن -فرآوری موادمعدنی
- مقطع تحصیلی
- کارشناسی ارشد
- محل دفاع
- کتابخانه پردیس 2 فنی شماره ثبت: 1561;کتابخانه مرکزی -تالار اطلاع رسانی شماره ثبت: 41489
- تاریخ دفاع
- ۲۹ بهمن ۱۳۸۷
- استاد راهنما
- سید محمد موسوی, محمد نوع پرست
- دانشجو
- جواد وظیفه مهربانی
- چکیده
- با توجه به اهمیت و جایگاه فلوتاسیون در فرآوری و پرعیارسازی مواد معدنی، این روش روز به روز در حال گسترش و پیشرفت می باشد و مواد شیمیایی خاصی در این فرآیندها به کار برده می شوند که برخی از نظر زیست محیطی مشکلاتی دارند. در فرآیندهای بیوفلوتاسیون، میکروارگانیسم ها و مواد تولیدی ناشی از میکروارگانیسم ها با تغییراتی که بر سطح کانی های مورد نظر ایجاد می کنند، می توانند جایگزین برخی مواد شیمیایی در این فرآیندها گردند.در پژوهش حاضر بررسی تأثیر میکروارگانیسم ها برفلوتاسیون کانی های اسفالریت و پیریت و امکان بازداشت پیریت در فرآیند فلوتاسیون کانسنگ سرب و روی به عنوان هدف اصلی تحقیق در نظر گرفته شد. به همین منظور سه گونه باکتری اسیدوتیوباسیلوس تیواکسیدانس، اسیدوتیوباسیلوس فرواکسیدانس و لیپتو اسپریلیوم فرواکسیدانس از معدن مس سرچشمه تهیه شد. پس از سازگاری باکتری ها با کانی های خالص و همچنین کانسنگ سرب و روی مهدی آباد و معدن کوشک یزد به عنوان نمونه های معدنی، مطالعات جذب باکتری ها بر روی آنها انجام گرفت. در ادامه با انتخاب 4 فاکتور مؤثر یعنی pH، زمان اندرکنش، میزان باکتری جدا شده از محیط کشت و نوع باکتری، هر یک در سه سطح، 9 آزمایش با دو بار تکرار به روش تاگوچی طراحی شد. نتایج آزمایش های میکروبیوفلوتاسیون پیریت، نشان داد که بیشترین بازداشت پیریت، حدود 29%، در pH برابر 7 با 75 سی سی محیط حاوی باکتری(107*4* 75 باکتری) اسیدوتیوباسیلوس تیواکسیدانس حاصل شد.در ادامه نمونه کم عیار معدن سرب و روی مهدی آباد با عیار روی حدود 3% و سرب 98/0% مورد مطالعات فیزیکی و شیمیایی قرار گرفت. درآزمایش های فلوتاسیون، با استفاده از روش تاگوچی و تحلیل واریانس از بین6 پارامتر انتخاب شده در طراحی، 4 فاکتور نوع کلکتور، میزان کلکتور، میزان فعال کننده(CuSO4) و pH به عنوان فاکتورهای مؤثرتر انتخاب شدند و سپس با استفاده از طراحی فاکتوریل و سطح پاسخ به بهینه سازی این عوامل در فرایند فلوتاسیون پرداخته شد. در بهینه سازی توسط روش سطح پاسخ میزان حداکثر بازیابی اسفالریت با 285 گرم بر تن فعال کننده و 178 گرم بر تن کلکتور (آمیل گزنتات پتاسیم) و 81/10=pH برابر با 12/79 % و عیار روی 16% بدست آمد. از آنجایی که در این قسمت، هدف حداکثرسازی بازیابی با حداقل مصرف مواد شیمیایی بود لذا با مصرف 150 گرم بر تن سولفات مس و 6/126 گرم بر تن کلکتور بازیابی 96/69% و کارایی جدایش 04/56% حاصل شد.در آزمایش های بیوفلوتاسیون بررسی ماده معدنی مهدی آباد، از باکتری اسیدوتیوباسیلوس تیواکسیدانس استفاده شد که بخشی از آزمایش ها با باکتری جدا شده از محیط کشت و قسمتی دیگر، از باکتری همراه با محیط کشت انجام شد. نتایج حاصل از این آزمایشات نشان داد که اضافه کردن باکتری همرا با محیط کشت سبب افزایش بازیابی اسفالریت و گالن به میزان 12% نسبت به شرایط کنترل شد.در ادامه تحقیق، نمونه سرب و روی کوشک با درصد پیریت بالا مورد آزمایش های فلوتاسیون و بیوفلوتاسیون قرار گرفت. در این آزمایش¬ها با تغییر میزان مواد شیمیایی، تغییرات بازیابی و قدرت جدایش پیریت و اسفالریت یک بار در غیاب بازداشت کننده و بار دیگر در حضور بازداشت کننده سیانور و باکتری ها بررسی شد. در آزمایشهایی که از بازداشت کننده استفاده نشد، کمترین مقدار پیریت فلوته شده 38% با استفاده از مقادیر کلکتور 140 گرم بر تن و 700 گرم بر تن فعال کننده سولفات مس بدست آمد. در سری آزمایش های انجام گرفته با باکتری اسیدوتیوباسیلوس فرواکسیدانس در میزان کلکتور 140 گرم بر تن و 700 گرم بر تن فعال¬کننده، پیریت به طور چشمگیری بازداشت شد. در این شرایط بازیابی اسفالریت و عیار روی به طور متوسط به ترتیب 35/74% و12/23% بدست آمد. در حالیکه بازیابی پیریت و عیار آهن به ترتیب در حدود 96/19% و 73/11% حاصل شد. نتایج حاصل از آزمایش هایی که با باکتری انجام گرفت در مقایسه با بازداشت کننده سیانور نشان داد که علاوه بر اینکه باکتری ها مانند سیانور قابلیت بالایی در بازداشت پیریت دارند (بدون اینکه تأثیر منفی بر بازیابی اسفالریت داشته باشند) عیار روی را در کنسانتره اسفالریت به طور قابل توجهی افزایش می دهند.
- Abstract
- Flotation is undoubtedly the most important and versatile mineral processing technique, and both its use and application are continually being expanded. Some reagents that are used in flotation as surfactants are toxic and have many environmental problems. In the bioflotation processes, the interactions of the bacterial cells or their metabolic with minerals were shown to alter the surface chemistry of both the cells and minerals. As results, microorganisms and some metabolites have known as non-toxic and versatile alternatives with toxic chemical reagents in the flotation processes.In the present research effect of microorganisms on the selective flotation of sphalerite and pyrite as well as feasibility of pyrite depression in the sulfide low grade lead-zinc ore was investigated. Therefore in the beginning three bacteria species, Acidithiobacillus ferrooxidans, Acidithiobacillus thiooxidans and Leptospirillum ferrooxidans were obtained from Sharcheshmeh Copper Mine. Bacterial cell absorbtion was studied after adaptation of cell with pure minerals and low grade sulfide lead-zinc ore of Mehdiabad and Koushk. In the microbioflotation experiments four factors (barium type, pH, interaction time and volume of bacterial solution) were chosed and 9 tests were designed using Taguchi method. Results showed that the highest pyrite depression was earned about 29% with 75cc (* 4*107) A. thiooxidans in pH=7.In the next stage, Mehdiabad low grade sulfide lead-zinc ore containing 3% zinc and 0.98% lead was supplied. In the flotation experiments 4 factors that have most effects on the sphalerite flotation, were chosed among 6 factors using Taguchi method. Then factorial design and response surface methodology (RSM) were used for optimization of flotation process. Using RSM maximum sphalerite recovery was obtained 79.12% and 16% Zn grade using 285 g/t activator (CuSO4) and 178 g/t collector (potassium amyl xanthate(PAX) ) in pH=10.85. Models showed that with the lowest dosage of reagents (150 g/t CuSO4 and 126.6 g/t collector) the highest sphalerite recovery and separation efficiency were obtained 69.96% and 56.04%, respectively.In the Mehdiabad bioflotation experiments, carried out using isolated A. thiooxidans bacteria and its culture, separately, results showed that sphalerite and galena recovery increased about 12% in the presence of bacteria, in comparison with control tests in the sphalerite concentrate. In the next part of this research Koushk high pyrite ore was obtained for flotation and bioflotaion studies. In these studies pyrite flobality as well as pyrite and sphalerite selective flotation was investigated in the presence and absence of pyrite depression (NaCN and bacteria). Capability of A. ferrooxidans was evaluated in the pyrite depression and results compared with same experiments that NaCN (sodium cyanide) was used as a pyrite depressant. In the absence of any pyrite depression in the optimum condition the lowest floated pyrite (38%) was obtained using 140 g/t PAX and 700 g/t CuSO4. It was obtained that bacteria depressed pyrite, significantly in the optimum condition when A. ferrooxidans was used as a pyrite depressant. In this condition sphalerite recovery and Zn grade were obtained 74.35% and 23.12%, respectively while pyrite recovery and Fe grade were determined 19.96% and 11.73%, respectively in the sphalerite rougher concentrate. Comparing of bacteria and NaCN results showed that bacteria are as effective as NaCN in depression of pyrite flotation (without any decrease in sphalerite recovery), moreover, in the presence of bacteria Zn grade was increased.
