عنوان پایان‌نامه
بازیافت کبالت از کیک فیلتر اسیون کارخانه روی
- رشته تحصیلی
- مهندسی مواد-استخراج فلزات
- مقطع تحصیلی
- کارشناسی ارشد
- محل دفاع
- کتابخانه مرکزی پردیس 2 فنی شماره ثبت: TN 1167;کتابخانه مرکزی -تالار اطلاع رسانی شماره ثبت: 66697
- تاریخ دفاع
- ۰۱ بهمن ۱۳۹۳
- دانشجو
- آذر فتاحی
- استاد راهنما
- فرشته رشچی
- چکیده
- بازیابی فیلترکیک تصفیه گرم که یکی از با ارزش ترین فیلترکیک های تولید شده در حین فرآیند تولید الکترولیتی است، از دو دیدگاه زیست محیطی و بازیابی مواد با ارزش اهمیت دارد. در این پژوهش، بازیابی کبالت موجود در فیلتر کیک تصفیه گرم طی سه مرحله بررسی شد. مقدار عناصر روی، کبالت و منگنز موجود در فیلتر کیک تصفیه گرم به ترتیب %4/21، %55/0 و %3/8 بوده¬ است. در مرحله اول انحلال روی موجود در فیلتر کیک مطالعه شد و شرایط بهینه انحلال به صورت غلظت اسید سولفوریک M 15/0، دما C°60، زمان 60 دقیقه و نسبت جامد به مایع g/mL 20/1 بود. میزان انحلال روی 87% به دست آمد در حالیکه کبالت و منگنز به مقدار ناچیزی وارد محلول شدند. مدل سینتیکی فرایند مورد بررسی قرار گرفت و مشخص شد که در 15 دقیقه نخست انحلال، سرعت انحلال بیشتر است و پس از آن میزان انحلال تغییر چشمگیری نمی کند. مکانیزم کنترل کننده انحلال واکنش شیمیایی تعیین شد. در مرحله دوم از پسماند مرحله اول استفاده شد و انحلال کبالت و منگنز موجود در آن بررسی شد. در این مرحله از اسید سولفوریک به عنوان حلال و اسید سیتریک به عنوان کاهنده استفاده شد. شرایط بهنیه انحلال به روش سطح پاسخ و به کمک نرم افزار DX7 در چهار سطح تعیین شد. در غلظت اسید سولفوریک M 1حاوی 60% اسید سیتریک بیشتر از مقدار استوکیومتری، دما C° 95، زمان 75 دقیقه و نسبت جامد به مایع g/mL 50/1 انحلال کبالت، منگنز و روی به ترتیب %51/92، %65/95 و %43/63 بود. در بررسی سینتیک فرایند انحلال کبالت مشخص شد که این فرایند از یک مدل سینتیکی در تمام طول واکنش پیروی نمی کند و دو مرحله ای میباشد. بازه اول 20-0 دقیقه است. مکانیزم کنترل کننده انحلال در این بازه نفوذ از لایه محصولات است. بازه دوم 75-20 دقیقه است و مکانیزم شیمیایی کنترل کننده سرعت انحلال است. مرحله سوم جدایش کبالت از روی و منگنز موجود در محلول به روش ترسیب سولفیدی است. در این مرحله سدیم سولفید M 1 در دمای C° 25، قطره قطره به محلول اضافه شد تا رسوب شکل بگیرد. %43/93 روی در2pH= به صورت ترکیب ZnS در محلول ته نشین شد. سپس محلول فیلتر شد و مجددا سولفید سدیم به محلول اضافه شد تا %15/95 کبالت در 3pH= به صورت ترکیب CoS در محلول ته نشین شد. اتلاف کبالت در این روش %65/22 تعیین شد. منگنز در pHهای قلیایی تر از محلول خارج می گردد. کلمات کلیدی: فیلترکیک تصفیه گرم، بازیابی کبالت، انحلال با استفاده از کاهنده، اسید سیتریک، سینتیک، ترسیب سولفیدی.
- Abstract
- Reductive leaching of cobalt from hot purification filter cake residue of a zinc hydrometallurgy plant was investigated using sulfuric acid and citric acid as reductant. Citric acid acts as a strong reductant which is both economically and environmentally friendly. The leaching residue was characterized by XRD and AAS. Hot filter cake (HFC) contains (%wt): 21.4 Zn, 0.55 Co, 0.05 Fe and 8.3 Mn. The process consists of the following 3 major operations: (1) zinc leaching: 0.15 M sulfuric acid, S/L ratio of 1:20, 60 °C, 60 min; The maximum zinc recovery was determined to be 87%. Kinetics of zinc leaching was investigated in this stage. The kinetic study was performed by ?tting the three rate equations proposed in the shrinking core model (SCM) to the leaching data. Results of kinetic study showed that this system is controlled by chemical reaction. After zinc leaching HFC contains (%wt): 1.01 Zn, 1.68 Co, 0.8 Fe and 14 Mn. (2) reductive leaching: 1 M sulfuric acid, 60 min., 85 °C, S/L ratio of 1:50 and citric acid concentration of 60% more than the stoichiometry ratio. The effect of the leaching parameters, leaching time, temperature, solid to liquid ratio and the reductant concentration were studied and optimized using response surface methodology (RSM). The maximum cobalt recovery was determined to be 92.51%. Manganses and zinc were also leached in this stage up to 95.65% and 63.43%, respectively. Kinetics of cobalt leaching was also investigated. Based on the leaching results, a two stage leaching process was observed, one during the time period of 0-20 minutes and the other in the time period of 20-75 minutes. Results showed that the rate of the first stage is controlled by diffusion through the liquid film and the second stage is controlled by chemical reaction on the unreacted core surface. (3) Separation of cobalt, Zinc and manganese by precipitation: 1 M sodium sulfide, T=25°C, 15 min, pH=2; 93/43% Zinc precipitated as ZnS. Then solid removed from the solution by filtration. Sodium sulfide again added to the solution to raise the pH to 3. 95.15% cobalt precipitated as CoS. Manganese precipitated in ph=6. Cobalt loss was 22.65% in this method. Keywords: Hot purification filter cake, cobalt, zinc hydrometallurgy, reductive leaching, Citric acid, kinetics, sulfide precipitation.
