عنوان پایان‌نامه
فرآوری کانسنگ سرب و روی اکسید ه دشت سفید- شهر کرد-(واقع در منطقه معدنی ده معدن)
- رشته تحصیلی
- مهندسی معدن -فرآوری موادمعدنی
- مقطع تحصیلی
- کارشناسی ارشد
- محل دفاع
- کتابخانه مرکزی پردیس 2 فنی شماره ثبت: 2872;کتابخانه مرکزی -تالار اطلاع رسانی شماره ثبت: 66908
- تاریخ دفاع
- ۱۸ شهریور ۱۳۹۳
- دانشجو
- بهروز خالقی
- استاد راهنما
- محمد نوع پرست, سیدضیاء الدین شفائی تنکابنی
- چکیده
- در تحقیق حاضر، هدف بازیابی روی از کانسنگ اکسیده سرب و روی دشت سفید واقع در منطقه معدنی ده معدن با عیار متوسط 3/6 درصد روی بود. مراحل تحقیق شامل خردایش، دانه بندی، شناسایی نمونه و کانی های موجود در آن بود و در ادامه از روش فلوتاسیون و لیچینگ قلیایی (محلول کربنات آمونیوم آمونیاکی) برای بازیابی روی استفاده شد. نتایج حاصل از مطالعات کانی شناسی XRD و مطالعه مقاطع صیقلی و نازک نشان داد که کانی¬های باطله اصلی موجود در نمونه به ترتیب دولومیت و کوارتز و کانی های روی دار به ترتیب اسمیت زونیت و همی مورفیت بودند. در آزمایش های فلوتاسیون، نتایج آزمایش های اولیه جهت انتخاب بهترین نسبت اختلاط کلکتوری نشان داد که در شرایط نسبت آمیل گزانتات پتاسیم به آرماک-سی برابر 3 به 1 (نوع و مقدار دیگر مواد شیمیایی استفاده شده ثابت نگه داشته شد) بیشترین بازیابی روی به دست می آید که برابر 95/94% بود. در ادامه تاثیر 6 فاکتور شامل مقدار مصرف سولفید سدیم، نوع کلکلتور ( آرماک-سی و مخلوط کلکتوری)، مقدار مصرف کلکتور، مقدار مصرف سیلیکات سدیم، مقدار مصرف CMC و نوع کف ساز (روغن کاج و MIBC) بر فرآیند فلوتاسیون با استفاده از طراحی آماری آزمایش ها توسط نرم افزار DX7 (طرح 1-26)، مورد بررسی قرار گرفت. میزان بازیابی روی و عیار روی کنسانتره به عنوان دو پاسخ برای این طراحی انتخاب شدند. نوع کلکتور موثرترین عامل بر بازیابی روی و CMC موثرترین عامل بر عیار روی بود. نتایج حاصل از آزمایش ها نشان داد که تحت شرایط بهینه، بیشترین بازیابی روی که هدف اصلی این طراحی بود برابر22/97% به دست می آید که تحت این شرایط عیار روی برابر 1/10% با مصرف 650 گرم بر تن مخلوط کلکتوری (نسبت آمیل گزانتات پتاسیم به آرماک-سی برابر 3 به 1)، 4950 گرم بر تن سولفید سدیم، 330 گرم بر تن سیلیکات سدیم به عنوان بازداشت کننده کوارتز، 600 گرم بر تن CMC به عنوان بازداشت کننده دولومیت و کلسیت و 25 گرم بر تن MIBC به عنوان کفساز به دست آمد. نتایج حاصل از آزمایش کلینر دو مرحله ای بر روی کنسانتره حاصل از شرایط بهینه، بدون افزودن مواد شیمیایی، نشان داد که میزان بازیابی و عیار روی به ترتیب برابر 39/61% و 20/16% به دست آمد. وجود کانی های کربناته از قبیل دولومیت، کلسیت و اسمیت زونیت در نمونه روی اکسیده دشت سفید، سبب شد تا قبل از عملیات لیچینگ، عملیات کلسیناسیون بر روی نمونه انجام شود. شرایط بهینه کلسیناسیون دمای 750 درجه سانتیگراد و زمان کلسیناسیون 2 ساعت به دست آمد. در ادامه نمونه کلسین شده تحت فرآیند لیچینگ قلیایی قرار گرفت. طراحی آزمایش های لیچینگ و تحلیل نتایج توسط نرم افزار DX7 و به روش فاکتوریل ناقص (طرح 1-26) انجام شد. میزان بازیابی روی به عنوان پاسخ این طراحی در نظر گرفته شد. در این تحقیق 5 عامل موثر بر فرآیند لیچینگ از جمله غلظت آمونیاک، غلظت کربنات آمونیوم، نسبت جامد به مایع (S/L)، درجه حرارت و مدت زمان لیچینگ مورد بررسی و مطالعه قرار گرفت. نتایج حاصل از طراحی آزمایش ها نشان داد که غلظت آمونیاک، نسبت جامد به مایع، اثر متقابل غلظت آمونیاک با غلظت کربنات آمونیوم و اثر متقابل نسبت جامد به مایع با زمان لیچینگ موثرترین پارامترها بر بازیابی روی می باشند. نتایج آزمایش حاصل از بهینه سازی با نرم افزا DX7 نشان داد که بیشترین بازیابی روی تحت شرایط بهینه غلظت آمونیاک 3/2 مول بر لیتر، غلظت کربنات آمونیوم 4 مول بر لیتر، نسبت جامد به مایع 13/0 گرم بر میلی لیتر، زمان لیچینگ 100 دقیقه، دمای 45 درجه سانتیگراد و ابعاد µm 100=80d برابر 95/87 حاصل شد که تحت این شرایط غلظت روی در محلول لیچینگ 06/10 گرم بر لیتر به دست می آید. کلمات کلیدی: دشت سفید، روی، فلوتاسیون، مخلوط کلکتوری، لیچینگ قلیایی، نرم افزار DX7
- Abstract
- In current research, the main purpose was recovering zinc from Dashteh Sefid’s lead & zinc oxide ore located in Deh Madam mining area with its average grade about 6.3% of zinc. Research stages included comminution, size distribution, sample identification, and its contained minerals which flotation method and alkaline leaching (ammonium carbonate with ammonia solution) used for zinc recovery. Obtained results from mineralogy studies (XRD), polished and thin plate section studies revealed that the main waste minerals in the sample were Dolomite and Quartz, and zinc contained minerals were Smithsonite and Hemimorphite, respectively. In flotation tests, primary flotation results for determining the best mixed collector ratio showed that the maximum recovery of 94.95% is achieved when Potassium Amyl Xanthate to Armac C ratio was 3 to 1 ( type and amount of other chemical materials were kept constant). Then, the effect of 6 factors including sodium sulfide consumption amount, collector type ( AC and Mixed collector), collector consumption amount, sodium silicate consumption amount, CMC consumption amount, and frother type ( pine oil and MIBC) on the flotation process were investigated using experimental design tests DX7 (26-1 design). Recovery and grade of zinc concentrate were chosen as two responses for this experimental design. Collector type and CMC were found to be the most effective factor for zinc recovery and zinc grade, respectively. Achieved results demonstrated that within optimal conditions, the maximum recovery of zinc, which was the main purpose of this research, was 97.22% and for zinc grade this value found to be 10.1% when mixed collector (potassium amyl xanthate to AC ratio was 3 to 1) consumption, sodium sulfide, sodium silicate as quartz depressant, CMC as Dolomite and Calcite depressant, MIBC as frother were 650 g/t, 4950 g/t, 330 g/t, 600 g/t, 25 g/t, respectively. Obtained results from two stages cleaner tests on the concentrate produced from optimal conditions, without adding any chemical materials, showed that the recovery and grade of zinc are 61.39% and 16.205, respectively. The presence of carbonate minerals such as Dolomite, Calcite, and Smithsonite within Dashteh Sefid’s oxide zinc sample caused calcination process to be carried out on the sample before further leaching process. Optimal calcination temperature and time were obtained 750 and 2 hours, respectively. Then, the cancinated sample was processed through alkaline leaching experiment. Leaching experimental design and results analysis were done using DX7 software with fractional factorial (26-1) method. Zinc recovery value was regarded as this design’s response. In this research 5 effective factors on the leaching process including ammonia concentration, ammonium carbonate concentration, solid/liquid ratio (s/l), temperature, and leaching time were examined. Achieved outcomes from experimental design showed that ammonia concentration, solid/liquid ratio, the interaction effect of ammonia concentration with ammonium carbonate concentration, and the interaction effect of solid/liquid ratio with leaching time were the most effective parameters on the zinc recovery. Optimization results by DX7 demonstrated that the maximum recovery of zinc 87.95% produced when optimal condition values for ammonia concentration, ammonium carbonate concentration, solid/liquid ratio, leaching time, temperature, and particle size were 2.3 mole/l, 4 mole/l, 0.14 g/ml, 100 min, 45 , and 100 , respectively; which based on this condition, zinc concentration within leaching solution reaches 10.06 g/l. Key words: Dashteh Sefid, Zinc, Flotation, Mixed Collector, Alkaline Leaching, DX7 software
