عنوان پایان‌نامه
فرآوری کانسنگ کم عیار سرب و روی جنوب نطنز
- رشته تحصیلی
- مهندسی معدن -فرآوری موادمعدنی
- مقطع تحصیلی
- کارشناسی ارشد
- محل دفاع
- کتابخانه مرکزی پردیس 2 فنی شماره ثبت: 3419;کتابخانه مرکزی -تالار اطلاع رسانی شماره ثبت: 77740;کتابخانه مرکزی پردیس 2 فنی شماره ثبت: 3419;کتابخانه مرکزی -تالار اطلاع رسانی شماره ثبت: 77740
- تاریخ دفاع
- ۱۰ مهر ۱۳۹۵
- دانشجو
- بهروز طاهری
- استاد راهنما
- محمد نوع پرست, سیدضیاء الدین شفائی تنکابنی
- چکیده
- با توجه به رو به اتمام بودن ذخایر پرعیار و تقاضای بازار، ذخایر کم عیار سرب و روی در حاشیه اقتصادی قرار گرفتند. معدن چنگرزه اصفهان دارای کانسنگی به مشخصات 1/5درصد سرب و 5/26 درصد روی می باشد. در این پژوهش امکان تغلیظ کانسنگ این کانسار و در نهایت شناخت روش های مناسب جهت این امر بررسی گردید. برای فرآوری کانسار سرب و روی و با توجه به ویژگی های کانی شناسی و فیزیکی آن، از روش تغلیظ میزلرزان و فلوتاسیون استفاده شد. جهت بهینه سازی پارامترهای موثر میز لرزان و فلوتاسیون از نرم افزار طراحی آزمایش استفاده شد. پس از بهینه سازی پارمترهای میز لرزان، کنسانتره سرب با عیار7/35 و بازیابی 93/41و همچنین عیار روی 20/73 و بازیابی 75/37 بدست آمد. محصول این مرحله به عنوان خوراک فلوتاسیون جهت پرعیارسازی نهایی استفاده شد. در تست-های فلوتاسیون نیز پارامترهای زمان کف گیری، مقدار کالکتور و مقدار بازداشت کننده بهینه سازی شد. در شرایط بهینه ی pH برابر 8/5، 75 گرم بر تن سیلیکات سدیم، 3 قطره کف ساز MIBC، 200 گرم بر تن کالکتور پتاسیم امیل گزنتات، 2000 گرم بر تن بازداشت کننده ی سولفات روی و زمان کف گیری 10 دقیقه، روی در باطله سلول فلوتاسیون بازداشت و کنسانتره سرب با مشخصات، عیار سرب 54/02 درصد با بازیابی 43/12درصد بدست آمد. به میزان 5/07 درصد روی با عیار 17/91درصد نیز وارد کنسانتره سرب شد. جهت افزایش عیار سرب می توان از یک مرحله شستشو در سلول فلوتاسیون استفاده نمود. روی موجود در باطله فلوتاسیون سرب نیز، با روش های معمول هیدرومتالورژی قابل استحصال می باشد.
- Abstract
- Due to the completion of high-grade reserves and market demand, low grade lead and zinc reserves were economically marginalized. Changarzeh ores, has a 1.5 percent lead and 5.26% zinc. In this research, concentrate ore deposit and the identification of suitable methods to achieve this were examined. For lead and zinc ore processing and due to its physical properties and mineralogy, shaking table and flotation concentration method was used. For Optimization parameters of shaking table and flotation tests were used design software. After optimization parameters shaking table, lead concentrate contains 7.35% lead with 93.41% recovery and 20.73% zinc with 75.37% recovery. The product of this step as a flotation feed was used for final concentration.The parameters of flotation test that were optimized, is the collector, the depresant and flooring time. In optimal conditions, the pH 8.5, 75 ppm sodium silicate, 3 drops MIBC, 200 ppm PAX, 2000 ppm zinc solphate and detaining of floor time of 10 minutes, zinc are depressed in tail and lead concentrate, 54.02 percent lead with 43.12 percent recovery was obtained. Zinc with 5.07 percent recovey, imported to lead concentrate with grade 17.91 percent. To increase the lead grade, flotation cell can be used in a washing step. Zinc in The flotation tailings, is recoverable by conventional hydrometallurgy methods. Key word: low grade, Shaking table, Flotation, Lead and Zinc, Dx7 software
