محمود عبدالهی
-
در این مقاله استحصال آلومینا از کائولن از طریق فرآیند لیچینگ اسیدی بررسی می شود. نمونه کائولن مورد استفاده در این مطالعه از معدن کائولن زنوز (شرکت صنایع خاک چینی ایران)، در اندازه ذرات کوچک تر از 150 میکرون تهیه شد. کلسیناسیون نمونه کائولن در دمای C° 700 به مدت 2 ساعت انجام شد. لیچینگ آلومینیم از کائولن کلسینه شده با محلول اسیدی H2SO4 انجام شد. دما و مدت زمان لیچینگ، غلظت اسید و نسبت مایع به جامد، به عنوان پارامترهای لیچینگ مورد بررسی قرار گرفتند. شرایط بهینه لیچینگ در دمای C° 90، مدت زمان 3 ساعت، غلظت اسید M 5/2، نسبت مایع به جامد ml/g 7 و سرعت همزنی rpm 600 تعیین شد و تحت این شرایط، بازیابی لیچینگ آلومینیم 87/94% به دست آمد. برای حذف ناخالصی آهن که در لیچینگ به محلول انتقال می یابد، محلول لیچینگ باردار تحت فرآیند تخلیص قرار گرفت. تخلیص با روش استخراج حلالی با فاز آلی تشکیل شده از دپا به عنوان استخراج کننده و نفت به عنوان رقیق کننده انجام و 71/88% آهن حذف شد. با ترسیب آلومینیم هیدروکسید از محلول آلومینیم سولفات به وسیله سدیم هیدروکسید و به دنبال آن با کلسیناسیون آلومینیم هیدروکسید تولید شده در دمای C° 1200 به مدت 2 ساعت، آلومینایی با خلوص 97% تولید شد. بازیابی کلی استحصال آلومینا از کائولن مورد مطالعه، در شرایط بهینه 46/89% به دست آمد که مطلوب است.کلید واژگان: آلومینا، کائولن، کلسیناسیون، لیچینگ اسیدی، ترسیبThis paper studies the extraction of alumina from kaolin through an acidic leaching process. The kaolin sample used in this study was taken from the Zonuz kaolin mine (Iran Porcelain Industries Company) at particle sizes smaller than 150 microns. Calcination of the kaolin sample was conducted at 700 ºC for 2 hours. Aluminum was leached from calcined kaolin with an H2SO4 acid solution. Temperature and time of leaching, acid concentration, and liquid-to-solid ratio were investigated as leaching parameters. The optimal leaching conditions were considered at 90 °C, 3 hours duration, 2.5 M acid concentration, 7 ml/g liquid-to-solid ratio, and 600 rpm stirring speed, and under these conditions, aluminum leaching recovery was obtained at 94.87%. To remove the iron impurity that is transferred to the solution during leaching, the pregnant leaching solution was purified. Purification was done by solvent extraction with an organic phase containing D2EHPA as an extractant and oil as a diluent, iron removal was achieved at 88.71%. By precipitating the aluminum hydroxide from a solution of aluminum sulfate with sodium hydroxide followed by calcination of the produced aluminum hydroxide at a temperature of 1200 °C for 2 hours, alumina with a purity of 97% was produced. The total recovery of alumina obtained from the studied kaolin under optimal conditions was 89.46%, which is desirable.Keywords: Alumina, Kaolin, Calcination, Acidic Leaching, Precipitation
-
هنگامی که از سدهای ذخیره باطله برای ذخیره میلیون ها تن مواد باطله و حجم زیادی آب یا مایع خطرناک استفاده می شود، حساسیت جوامع مختلف در مقابل شکست و تخریب چنین سازه هایی در مقابل ارتعاشات حاصل از لرزه خیزی، شدیدتر احساس می گردد. گزارش USCOLD نشان می دهد که در طی سال های اخیر در حدود 185 حادثه از این قبیل در سدهای ذخیره باطله اتفاق افتاده است و نگرانی های زیاد زیست محیطی را فراهم نموده است. سازوکار خرابی های سد ناشی از زلزله در حوضچه های مواد باطله عمدتا به علت روانگرا شدن ماسه های مواد باطله است. این مقاله به عنوان مطالعه موردی به بررسی اثر بارهای سیکلی بر سیلت خالص مورداستفاده در سد باطله در شمال غرب ایران می پردازد. آزمایش های سیکلی تحت تنش های برشی استاتیک اولیه مختلف با استفاده از یک سیستم سه محوری سیکلی خودکار انجام شد. این مصالح از معدن مس سونگون واقع در شمال غرب ایران تامین می شود. در این پژوهش از آزمایش های فشاری زهکشی نشده با تراکم های نسبی یکسان با اثرات مختلف فشار محصورکننده و نیز تاثیر پارامتر تنش برشی استاتیکی اولیه بر روی مصالح مذکور در شرایط بارگذاری سیکلی استفاده شده است. در این مطالعه، آزمایش های سیکلی با استفاده از رویکرد انرژی کرنشی برای ارزیابی انرژی ظرفیت و فشار آب منفذی باقیمانده انجام شد. آزمایش های سیکلی بر روی نمونه ها با در نظر گرفتن دامنه برشی 75/0 درصد و فرکانس3/0 هرتز انجام شد. برای α = 0، چگالی انرژی از J/m3 474 به میزان تقریبا 4/1 برابر افزایش یافت، با این حال زمانی که α = 0.4 بود، نرخ رشد شدیدتری از J/m3 682 به میزان تقریبا 5/7 برابر، اندازه گیری شد.
کلید واژگان: سه محوری، تنش برشی استاتیکی اولیه، روانگرایی، انرژی کرنشی، خاک سیلتیWhen waste storage dams are used to store millions of tons of waste materials and a large volume of water or hazardous liquid, the sensitivity of different communities to the failure and destruction of such structures in front of earthquake vibrations is felt more strongly. USCOLD's report shows that in recent years, about 185 such incidents have occurred in tailings storage dams and have caused a lot of environmental concerns. The mechanism of dam failures caused by earthquakes in tailings ponds is mainly due to the liquefaction of tailings sands. As a case study, this article examines the effect of seismic loads on the pure silt used in the tailings dam in northwest Iran. Cyclic tests were performed under different initial static shear stresses using an automatic cyclic triaxial system. These materials are supplied from the Sungun copper mine located in the northwest of Iran. In this research, undrained compressive tests with the same relative densities with different effects of average effective stress and the effect of the primary static shear stress parameter on the mentioned materials under cyclic loading conditions have been used. In this study, cyclic tests were performed using the strain energy approach to evaluate the capacity energy and residual pore water pressure. The results of cyclic experiments were used to evaluate capacity energy and residual pore pressure based on the strain energy approach. Cyclic tests on the samples were performed considering the shear amplitude of 0.75% and frequency of 0.3 Hz. It is shown that the most energy dissipation occurs at the first cycle possessing the highest stiffness. For α = 0, energy density increased from 474 J/m3 to approximately 1.4 times, however, when α = 0.4, a stronger growth rate was measured from 682 J/m3 to approximately 7.5 times.
Keywords: Triaxial, Initial Static Shear Stress, Liquefaction, Strain Energy, Silty Soil -
در فرایند هیدرومتالورژی روی، بسیاری از ناخالصی ها از جمله نیکل، کبالت و کادمیم حذف می شوند ولی منیزیم تا مرحله الکترووینینگ باقی می ماند و در طول فرآیند، غلظت آن افزایش می یابد. هدف این تحقیق، کاهش غلظت منیزیم در محلول لیچینگ حاوی روی است. آنالیز XRD نشان داد که نمونه اکسیدی روی حاوی کانی های اصلی اسمیت زونیت و همی مورفیت و کانی های باطله دولومیت و کلسیت می باشد که عیار روی و منیزیم به ترتیب %8.27 و %8.15 است. در این پژوهش برای رساندن منیزیم به حد مجاز، پس از لیچینگ اسیدی از روش ترسیب قلیایی روی استفاده شد. در لیچینگ اسیدی عوامل موثری از جمله pH، دما، درصد جامد و زمان لیچینگ برای دستیابی به حداکثر بازیابی روی و در ترسیب قلیایی روی عوامل موثری نظیر pH، دما و زمان ماند با هدف ترسیب کامل سولفات روی قلیایی و باقی ماندن منیزیم در محلول مورد بررسی قرار گرفت. بازیابی روی در یک مرحله لیچینگ در شرایط 2=pH، دمای 60 درجه سانتی گراد، درصد جامد %10 و زمان لیچینگ 120 دقیقه، به %70.81 رسید. پسماند حاصل از لیچ مرحله اول، مجددا در3=pH در همان دما طی مدت زمان 60 دقیقه مورد لیچینگ قرار گرفت که در مجموع بازیابی نهایی روی به 86.32 درصد افزایش یافت. در شرایط بهینه دمای 90 درجه سانتی گراد، 7-6.5=pH میزان بازیابی روی در ترسیب %99.90 به دست آمد در حالیکه میزان ترسیب منیزیم %3.6 بود. پس از انحلال مجدد سولفات روی قلیایی به منظور الکترووینینگ میزان منیزیم موجود در محلول بهg/l 1.3 کاهش یافت که بسیار کمتر از حد مجاز منیزیم(g/l 10-15) می باشد
کلید واژگان: حذف منیزیم، بازیابی روی، لیچینگ اسیدی، ترسیب قلیایی رویIn the process of zinc hydrometallurgy, many impurities such as nickel, cobalt, and cadmium, are removed, but magnesium remains with zinc in the electrowinning stage and its concentration increases during the process. The aim of this study is to reduce the concentration of magnesium in zinc leaching solution. XRD analysis showed that the prepared zinc oxidised sample contains smithsonite and hemimorphite as valuable minerals and dolomite and calcite as tailings. The sample contains 8.27% zinc and 8.15% magnesium. Here, alkaline zinc sulfate precipitation was carried out to bring magnesium to the permissible level in electrowinning solution. In acidic leaching, effective factors such as pH, temperature, solid percent and leaching time optimized to achieve maximum zinc recovery. In alkaline zinc sulfate precipitation, effective factors such as pH, temperature and retention time examined for selective precipitation of alkaline zinc sulfate. Recovery of zinc in one leaching step reached to 70.81% at pH=2, temperature of 60°C, solid percent of 10% and leaching time of 120 minutes. The leach residue was then dissolved at pH=3 for 60 minutes, in which the total recovery of zinc increased to 86.32%. Under optimal conditions of 90°C, pH =6.5-7, zinc recovery was found to be 99.90% in the precipitate, while the amount of magnesium precipitation was 3.6%. After re-dissolution of alkaline zinc sulfate, the amount of magnesium in the solution found to be 1.3 g/l, which was much less than the allowable magnesium level in solution used for electrowinning (10-15 g/l).
Keywords: Magnesium removal, zinc recovery, acidic leaching, alkaline zinc precipitation -
هدف از این تحقیق، بازیابی عناصرنادرخاکی موجود در محلول حاصل از لیچینگ نمونه غیرمغناطیسی کانسنگ آهن گزستان است. محلول مورد بررسی حاوی عناصر نادر سریم (47 میلی گرم بر لیتر)، لانتانیم (67/21 میلی گرم بر لیتر)، نیودیمیم (67/21 میلی گرم بر لیتر) و ایتریم (22 میلی گرم بر لیتر) و و ناخالصی های عمده ای از جمله آهن (III) (33/15727 میلی گرم بر لیتر)، کلسیم (33/353 میلی گرم بر لیتر) و فسفر (67/1156 میلی گرم بر لیتر) بود. غلظت عناصرنادرخاکی در محلول، در مقابل ناخالصی ها بسیار کم بود بنابراین روش های حذف آنها به ویژه آهن مورد بررسی قرار گرفت. از جمله این روش ها ترسیب جز به جز عناصر نادر، آهن و فسفات و نیز ترسیب عناصر نادر و کلسیم با افزایش دمای محلول لیچینگ و باقی ماندن یون های آهن داخل محلول بود. نتایج نشان داد این روش ها در تغلیظ بیشتر عناصر نادر خاکی موفق بودند و به ترتیب تا دو و سه برابر باعث تغلیظ آنها نسبت به میزان اولیه در محلول شدند. نتایج جذب عناصر نادر خاکی از محلول تغلیظ یافته به روش ترسیب این عناصر با افزایش دمای محلول بسیار مطلوب بود و میزان حذف آهن در این روش حدود 98 درصد به دست آمد.پس از تغلیظ محلول، آزمایش جذب به صورت ناپیوسته (Batch) با رزین کاتیونی Dowex50 WX4 بر روی محلول انجام گرفت. نتایج نشان داد بیشترین میزان بازیابی عناصر نادر سریم، لانتانیم، نیودیمیم و ایتریم بر روی رزین به ترتیب برابر 11/99، 67/98، 0/99، 27/97 درصد به دست آمدکلید واژگان: ».عناصر نادر خاکی، کانسنگ آهن گزستان، ترسیب، تبادل یونی، Dowex50 WX4Rare earth elements are generally separated from the leaching solution by concentration as a by-product of the processing plants. Among the main problems of their separation and extraction is the low level of them in the leaching stage. This study aimed to recover available rare earth elements from leaching solution of the non-magnetic sample of the Gazestan iron ore. The solution under investigation contained low concentrations of the rare elements cerium, lanthanum, neodymium, and yttrium, along with significant impurities including ferric ions, calcium, and phosphorus. Therefore, the removal of impurities, especially iron, were investigated. In this regard, it was tried to precipitate rare earth elements as fractional. The two main methods examined, 1) fractional precipitation of rare elements, iron and phosphate, and 2) precipitation of rare elements and calcium while increasing the solution temperature and remaining iron in the solution. Finally, the results of the two methods showed that rare earth elements were concentrated effectively. The REEs concentrated around two to three times higher than their initial level in the concentration step. After that, the adsorption experiments were performed on a batch scale by the Dowex50 WX4 cationic resin. Some experiments were also considered to investigate the effect of temperature enhancement on the adsorption of REEs on resin from the concentrated solution. As the temperature increased, the adsorption of the REEs from the solution increased significantly. In this case, the removal of iron was around 98%. The maximum adsorption of cerium, lanthanum, neodymium, and yttrium on the resin was, 99.11%, 98.67%, 99.0%, and 97.27%, respectively.Keywords: Rare Earth Elements, Ion exchange, Precipitation, Dowex 50 WX4
-
امروزه با گسترش شهرها و افزایش جمعیت، لزوم ایجاد ساختمان های بلند و گودبرداری های عمیق برای اجرای آن ها بیش از پیش احساس می شود. خاک تحت بارگذاری ثابت باگذشت زمان تغییرشکل هایی را تجربه می کند که تغییر شکل های تابع زمان نامیده می شود که در دراز مدت به لحاظ ایمنی از اهمیت ویژ ه ای برخوردار است. در این پژوهش، رفتار گودهای پایدار سازی شده به روش میخ کوبی در خاک ماسه ای و با در نظر گرفتن اثر زمان با استفاده از تکنیک مدل سازی فیزیکی مورد مطالعه قرار گرفته است. نتایج آزمایش ها نشان می دهد که افزایش عمق گودبرداری سبب افزایش تغییرمکان های جانبی، نشست های سطحی زمین پشت دیواره گود و نیز تغییر شکل های تابع زمان می گردد. هم چنین توقف عملیات گودبرداری و یا رها سازی آن موجب ایجاد افزایش قابل توجه تغییر شکل های تابع زمان می گردد. اندازه گیری ها نشان می دهد تغییرشکل هایی که در طول زمان رخ می دهد با یک نرخ کاهشی ادامه یافته که علت آن افزایش آن بسیج شدن تدریجی نیروها در میخ ها می باشد.کلید واژگان: مطالعه آزمایشگاهی، تغییر شکل های تابع زمان، میخ کوبی، نشست زمین، تغییرشکل دیوارToday, with the cities expansion and population growth, the need for high-rise buildings and deep excavations for their implementation is increasingly felt. Under constant loading conditions, soil undergoes deformations over time which is called time-dependent deformations. This is of particular importance in terms of safety in the long run. In this study, based on the physical modelling technique, the long term behaviour of stabilized deep excavation in silty sand, using the nailing method, has been investigated. The test results indicated that with increasing the depth of excavation the lateral displacements, the surface settlements behind the excavation wall and also the time-dependent deflections increase as well. In addition, if the excavation operation is brought to a temporary halt or is led to the abandonment, it results in a significant increase in the time-dependent deflections. Finally, the recorded data revealed that the rate of the experienced deformations over time decreases which is due to the gradual mobilization of forces in the nails.Keywords: experimental study, Ground settlement, Nailing, Time-dependent deflections, Wall deflection
-
در این تحقیق امکان بهبود عملکرد مدار فلوتاسیون کارخانه فاز یک مجتمع مس سونگون مورد بررسی قرار گرفت. بدین منظور ابتدا پایش عملکرد مدار انجام شد. در این مرحله مشخص شد قسمت عمده افت مس در مرحله فلوتاسیون اولیه در ابعاد بزرگتر از 106 و کوچکتر از 38 میکرون رخ می دهد. عیار سنجی کنسانتره نهایی در روز های مختلف نشان داد افت عیار مس در نتیجه افزایش عیار آهن است. انجام مطالعات کانی شناسی حضور حداکثری کانی باطله پیریت در کنسانتره نهایی را اثبات کرد که افزایش عیار آهن را توجیه می کرد. بررسی های میدانی مدار فلوتاسیون نشان داد اشکالات فنی زیادی در مدار وجود دارد که فرایند فلوتاسیون را تحت تاثیر قرار می دهد. وجود لوله های قطور در سطح سلول شستشو مجدد، عدم استفاده از الگوی متعارف توزیع آب شستشو و پاشش آب شستشو بصورت جت از جمله این اشکالات است. اندازه گیری pH در نقاط مختلف مدار نشان از افت pH به زیر 11 و آبران شدن پیریت داشت. اندازه گیری متغیر های عملیاتی در مدار نشان داد نرخ آب شستشو و نرخ هوا دهی مورد استفاده در مدار به ترتیب بیشتر و کمتر از مقادیر پیشنهادی توسط محققان و طراحان بود. با توجه به ایرادات مشخص شده در مرحله بررسی عملکرد، آزمون های آزمایشگاهی در دو مرحله با استفاده از سلول فلوتاسیون مکانیکی و سلول فلوتاسیون ستونی طراحی و انجام شد. تنظیم نرخ هوا دهی و نرخ آب شستشودر مقیاس آزمایشگاهی در بازه های پیشنهادی توسط محققان، در حالت غیر بهینه بهبود 3 درصدی عیار و 10 درصدی بازیابی را به دنبال داشت.
کلید واژگان: بررسی عملکرد، فلوتاسیون ستونی، سونگون، مسIn this study, the feasibility of improving the flotation circuit performance of a phase 1 of Sungun copper plant was investigated. For this purpose, circuit performance was first monitored ., It was found that in the rougher stage the some copper exists in fractions greater than 106 and smaller than 38 microns was lost. Final concentrate analysis taken on different days showed that the copper grade decreased due to the iron content increasing. Mineralogical studies also confirmed the maximum presence of pyrite in the final concentrate. Field surveys of the flotation circuit showed that there are many technical problem in the circuit that affect on the flotation process. These drawbacks including the presence of thick tubes at the surface of the re-cleaner cell, the lack of a standard pattern of wash water distribution and jet spraying. Measurement of pH in different points of the circuit showed a decrease of pH below 11 and so hydrophobicity of pyrite caused. Measurement of operating variables in the circuit showed that the wash water rate and gas rate used in the circuit were higher and lower than the values suggested by the researchers and the designer, respectively. Due to the deficiencies identified in the performance evaluation phase, laboratory tests were designed and performed in two stages using mechanical flotation cell and column flotation cell. Adjusting the gas rate and the wash water rate at the laboratory scale at the intervals suggested by the researchers resulted in the increase in 3% grade and 10% recovery.
Keywords: performance investigation, Column flotation, Sungun, copper -
یکی از چالش های تولید عناصر نادرخاکی (REE)، دشواری جدایش آنها از یکدیگر است. از این رو در تحقیق پیش رو امکان جداسازی و تولید اکسیدسریم خالص از کنسانتره کربناتی مخلوط REE حاوی 75/22درصد سریم، 4/9درصد لانتانیم و6/8درصد نیودیمیم (مجموع REE 51/41 درصد) حاصل از فرآوری کنسانتره فسفات اسفوردی بررسی شد. دو روش برای جدایش سریم از سایر REE استفاده شد. در روش اول، با توجه به انحلال پذیری کم Ce4+، کلسیناسیون کنسانتره کربناتی و تبدیل کربنات سریم به اکسید سریم و انحلال انتخابی سایر REE بررسی شد. در روش دوم، قبل از ترسیب REE به فرم کربناتی، امکان اکسیداسیون سریم در محلول سولفاتی با پتاسیم پرمنگنات و جدایش انتخابی آن از سایر REE بررسی شد. نتایج کلسیناسیون کنسانتره کربناتی نشان داد که در صورت لیچینگ کلسین با اسید نیتریک 1 مولار در دمای 80 درجه سانتی گراد به مدت 2 ساعت، تنها 35 و 45درصد از لانتانیم و نیودیمیم حل شد. با لیچینگ کلسین توسط اسید نیتریک 4 مولار در دمای 80درجه و زمان 2 ساعت، اگرچه بیش از 90 درصد عناصر لانتانیم و نیودیمیم حل شد اما 35 درصد از سریم نیز به صورت محلول درآمد(لیچینگ انتخابی نبود). در روش دوم با استفاده از پتاسیم پرمنگنات با نسبت استوکیومتری 5/1 برابر سریم، 5/3 pH= و مدت زمان 1 ساعت، 98درصد سریم محلول به صورتCe (OH) 4 ، به همراه کمتر از 1 درصد از سایر REE رسوب کرد. هیدروکسید حاصل برای تولید CeO2 در دمای 850درجه سانتی گراد به مدت 1 ساعت کلسینه شد و در نهایت CeO2 با خلوص 99درصد به دست آمد.
کلید واژگان: فسفات اسفوردی، کنسانتره کربناتی مخلوط عناصر نادر خاکی، اکسید سریم، پرمنگنات پتاسیمOne of the challenges in the rare earth elements (REE) production industry is the difficulty of separating them from each other. Therefore, in the present study, the possibility of cerium separation from carbonate concentrate of REEs containing 22.75% Ce, 9.4% La and 8.6% Nd (total REEs of 41.51%) was investigated. Two methods were used to separate Ce from other REEs. In the first method, due to the very low solubility of Ce4+, the calcination of carbonate concentrate and conversion of cerium carbonate to cerium oxide and selective dissolution of other REEs from the calcine were investigated. In the second method, prior to the carbonate precipitation of REEs, the possibility of cerium oxidation in the sulfate solution (by using potassium permanganate) and its subsequent selective separation from other REEs was investigated. Results of the calcination (first method) showed that only 35 and 45% of La and Nd were dissolved at 80⁰C after 2 hours leaching with 1 molar nitric acid, respectively. Results of the calcine leaching with 4 molar nitric acid at 80⁰C for 2 hours showed that more than 90% of the La and Nd were dissolved. In this conditions, 35% of the Ce was also dissolved and the leaching process was not selective. In the second method, using potassium permanganate with a stoichiometric ratio of 1.5 to 1 for oxidant to Ce, pH 3.5 for 1 hour, 98% of the Ce and less than 1% of La and Nd were precipitated. The resulting hydroxide was calcined at 850⁰C for 1 h to produce CeO2 and finally a Ce oxide concentrate was obtained with 99% purity.
Keywords: Esfordi phosphate concentrate, Mixed Rare Earth Elements Carbonate concentrate, Cerium Oxide, Potassium Permanganate -
مجله محیط و معدن، سال یازدهم شماره 4 (Autumn 2020)، صص 1157 -1171
Indigenous acidophilic bacteria separated from mine-waste can be used in return for the addition of the reagents like sulfuric acid. Among the tailings bacteria, Acidithiobacillus ferrooxidans and Acidithiobacillus thiooxidans are of the most-studied ones for the bioleaching and bioremediation of elements. In this work, the isolation and characterization of the mentioned bacteria are studied by a proposed biochemical protocol. The sequential cultivation of the soil bacteria in a series of liquid media and solid culture medium cause the separation of bacteria. A biochemical method is used to characterize the isolated strains of the native bacteria. The changes in the Eh, pH, and culture medium color are checked in order to control the bacterial growth in a 9K liquid medium. At the first step of the sequential cultivation, the amount of nutrient broth is the main factor that affects the complete isolation of Acidithiobacillus bacteria. The trivial dosage of nutrient broth does not lead to the desired proliferation of the bacteria in the tailings soil. 8 g L-1of the nutrient broth is suitable to increase the initial number of bacteria in the soil significantly. In the next steps, the bacteria are separated from the soil, and pure strains of A. ferrooxidans and A. thiooxidans are isolated using a 9K medium. Final pure strains are achieved during the two steps of streak cultivation of bacteria in the soil medium of nutrient agar.
Keywords: Native bacteria, mine-waste, Isolation, A. ferrooxidans, A. thiooxidans -
یکی از چالش های پیش رو در شناسایی و مشخصه یابی غالب کانسنگ های طلای رگه ای، وجود اثر ناگت بالا می باشد. بهره برداری از این ذخایر چه در مرحله برآورد ذخیره و چه در مرحله فراوری با پیچیدگی های فراوانی رو به رو است. در این پژوهش کانسنگ طلای ازغد با اثر ناگت بالا با به کارگیری روش های نوین عیارسنجی مورد بررسی قرار گرفته است. معدن ازغد دارای سه رگه ی اکسیدی، شیلی و سیلیکاتی می باشد. داده های عیارسنجی اولیه به روش قالکاری وجود اثر ناگت بالا را تایید کردند. با مقایسه روش های مختلف عیارسنجی، روش لیچینگ کامل با شرایط 5 کیلوگرم نمونه به ابعاد زیر 75 میکرون و میزان سیانور سدیم 5/1 گرم بر لیتر در pH برابر 5/10 به عنوان روش مناسب جهت عیارسنجی این نمونه تعیین شد. بر این اساس عیار طلا در رگه های اکسیدی، سیلیکاتی و شیلی، برابر 7/4، 4/0 و 25/0 پی پی ام تعیین گردید. همچنین مطالعات فازشناسی طلا به روش لیچینگ تشخیصی نشان داد 7/75 درصد طلا آزاد، 0/18 درصد درگیر در فازهای سولفیدی و 3/6 درصد طلا در فازهای سیلیکاتی توزیع یافته است. آزمایش های فراوری به منظور توسعه فرایند مناسب در این کانسنگ صورت پذیرفت. بهینه سازی پارامترهای عملیاتی موثر، میزان خردایش 75=d80 میکرون، مصرف سیانور سدیم 41/1 گرم بر لیتر و 30 درصد جامد در 5/10=pH و مدت زمان 24 ساعت را تایید کرد. میزان بازیابی در این شرایط برابر 9/82 درصد طلا به دست آمد. نتایج حاصل از این تحقیق می تواند به نحو موثری در شناسایی، مشخصه یابی و فراوری کانسنگ های طلای با اثر ناگت بالا استفاده شود.
کلید واژگان: اثر ناگت، طلا، سیانوراسیون، مشخصه یابی، ازغدNugget effect is a common feature of many vein-style gold deposits. This style of mineralization results in complication in many exploitation stages including resource and average grade estimation, representative sample selection, ore characterization as well as processing. Accurate and reliable ore characterization is a vital stage in any mineral processing project. Ore characterization in high nugget effect gold ores is so complex due to uncertainties associated with representativity of the selected sample. The main challenge is to provide a representative sample for identification of each process mineralogy parameter such as average grade, liberation, grinding size, mineral association, floatability, etc. Here, different protocols are collected and compared to draw a comprehensive picture of the available methods. The results are examined on a high nugget effect gold ore from Northeast of Iran, Azghad mine. Processing experiments were conducted to develop a process suitable for Azghad gold mine. To investigate the feasibility of pre-concentration, gravity methods using a Nelson separator was applied on the oxide sample as the main gold vein. 43.3% of total gold was concentrated in the gravity concentrate with only 2% weight recovery, suggesting gravity concentration can be considered as an efficient method in this ore. Gold preg-robbing experiments were performed for Shale sample due to the organic matter, clay minerals and mica. Preg-robbing potential of the shale ore was determined to be 1.1 ppm. Optimization of operating parameters was performed by central composite design method for the combined oxide and shale samples.
Keywords: High nugget effect, Ore Characterization, Gold Ores, Azghad Mine, Cyanidation -
مجله محیط و معدن، سال دهم شماره 2 (Spring 2019)، صص 373 -388The Esfordi phosphate concentrate mainly contains fluorapatite, monazite, and xenotime as rare earth element (REE) minerals, accounting for 1.5% of rare earth metals. The monazite and xenotime minerals are refractory and their decomposition is only possible at high temperatures. Thus mechanical activation was used in the present work for this purpose. After 90 minutes of mechanical activation, the X-ray amorphization phase and the maximum BET surface area were increased to 93.4% and 8.4 m2/g, respectively. The Williamson-Hall plot indicated that the crystallite size was decreased and the lattice strain was increased as a function of the milling intensity. A volume-weighted crystallite size of 64 nm and a lattice strain of 0.9% were achieved from the mechanically activated sample for 90 minutes. The leaching efficiency of REEs with 32% nitric acid at 85 °C was increased from 25% for the initial sample to about 95% for the activated samples. The first stage reaction rate constants for La, Nd, and Ce were increased from 8 × 10-7, 9 × 10-7,and 6 × 10-7 for the initial sample to 1.3 × 10-3, 9 × 10-4, and 7 × 10-4 for the mechanically activated samples at 60 °C, respectively. Also the apparent activation energy for La, Nd, and Ce for the initial sample was found to be about 210, 231, and 229 kJ/mol, which were decreased to 120, 91, and 80 kJ/mol, respectively, after 20 minutes of mechanical activation in an argon atmosphere. The results obtained suggested mechanical activation as an appropriate pre-treatment method for dissolution of REEs from phosphate concentrates containing refractory REE minerals at a lower cost and a higher recovery rate.Keywords: Esfordi Phosphate Concentrate, Rare Earth Elements, Mechanical Activation, Leaching
-
Processing of gold ores with high sulfide minerals is problematic as they consume cyanide and reduce gold leaching. Optimization of gold leaching and cyanide consumption requires a methodology to estimate the amount of exposed cyanicides, their leaching kinetics, and speciation of cyanide complexes that consume the free cyanide and compete with gold. In this paper, a physico-chemical approach is presented to estimate the liberation and exposure of cyanicides to the leaching solution, and then prediction of the speciation of all possible related species in the solution. The results obtained show that this methodology not only could successfully estimate the gold leaching and cyanide consumption based on the mineralogical data with a lower number of parameters compared to existing empirical models, but also offers the prediction of formation of all the possible complexes that could be used for optimization purposes.Keywords: Leaching, Liberation, Cyanide Consumption, Kinetics, Speciation
-
در این مقاله با استفاده از تکنیک مدل سازی فیزیکی به مطالعه آزمایشگاهی دیوار حائل شمع درجا با مهاربندی انکراژ در خاک ماسه ای پرداخته شده است. نتایج کل آزمایش ها در این پژوهش حاکی از آن است که نسبت بیشینه تغییرمکان جانبی دیوار به عمق گودبرداری () در محدوده %145/0 الی %51/0 قرار دارد. هم چنین، نسبت بیشینه نشست سطح زمین به عمق گودبرداری () در محدوده %11/0 الی %76/0 اندازه گیری شده است. هم چنین، در این پژوهش به بررسی مکان بیشینه جابه جایی جانبی دیواره، تعیین الگوی نشست سطحی زمین به منظور استفاده برای مطالعات آزمایشگاهی و نیز، تعیین عمق مدفون دیواره شمعی پرداخته شده است.کلید واژگان: مطالعه آزمایشگاهی، گودبرداری، انکراژ، نشست زمین، تغییر شکل دیوارIn this paper, a laboratory study of the Bored Pile Retaining Wall with Anchorage Bracing in sandy soils has been conducted. To this end, the physical modeling in laboratory condition was used. The results of the experiments suggest that the ratio of maximum lateral displacement of wall to the depth of excavation () is in the range of 0.145% to 0.51%. Also, the ratio of maximum ground surface settlement to the depth of excavation () is estimated in the range of 0.11% to 0.76. Furthermore, this study investigated the location of maximum lateral displacement of the walls, the ground surface settlement pattern to be used in laboratory studies and determination of the depth of penetration pile.Keywords: Laboratory Study, Excavation, Anchor, Ground Settlement, Wall Deflection
-
کنسانتره فسفات اسفوردی با عیار 2/1 درصد مجموع عناصر نادر خاکی، یکی از منابع غنی عناصر نادر خاکی موجود در کشور است که مهمترین عناصر نادر خاکی موجود در آن عبارتند از سریم (5608 گرم در تن)، لانتانیم (1959) و نئودیمیم (2227). در تحقیق حاضر، انحلال در اسید نیتریک (بدون فعال سازی) و فعال سازی - انحلال در اسید نیتریک بررسی شد. برای بررسی اثر فعال سازی مکانیکی بر انحلال عناصر نادر خاکی، از آسیای سیاره ای با گلوله های فولادی به قطر 20 میلیمتر، در شرایط نسبت جرم گلوله به پودر، برابر با 2 و 15 و زمان 90 دقیقه در محیط خردایش خشک و اتمسفر هوا استفاده شد. همچنین با توجه به انحلال پذیری زیاد فلوئورآپاتیت و کم کانی های حاوی عناصر نادر خاکی در اسید نیتریک، از روش انحلال دو مرحله ای استفاده شد و پسماند انحلال مرحله اول، که حاوی بیش از 99 درصد عناصر نادر خاکی موجود در نمونه اولیه بود، با نسبت جرم گلوله به پودر 12 فعال سازی و مجددا حل شد. نتایج نشان داد که فعال سازی مکانیکی تاثیر مهمی بر انحلال عناصر نادر خاکی از کنسانتره فسفات داشته و انحلال عناصر نادر خاکی را از حدود 1 درصد (بدون فعال سازی) برای عناصر سریم، لانتانیم و نئودیمیم به ترتیب تا 79/35، 61/42 و 34/30 درصد افزایش داد. در اثر فعال سازی مکانیکی با نسبت جرم گلوله به پودر 2و 15، میزان آمورف شدگی نمونه به ترتیب برابر با 2/1و 57 درصد اندازه گیری شد. همچنین میزان کرنش شبکه ای و اندازه کریستالیت به ترتیب از 0.08 درصد و 225 نانومتر برای نمونه اولیه به 0.09 درصد و 225 نانومتر برای نمونه فعال سازی شده با نسبت جرم گلوله به پودر برابر 2 و به 0.63 درصد و 81.8 نانومتر برای نمونه فعال سازی شده با نسبت جرم گلوله به پودر برابر 15 تغییر پیدا کرد.کلید واژگان: کنسانتره فسفات، عناصر نادر خاکی، فعال سازی مکانیکی، انحلالThe Esfordi phosphate concentrate with total assay of REE equal to 1.2 percent is one of the richest source of rare earth elements in Iran. It contains Ce(5608 ppm), La(1959ppm) and Nd(2227ppm). In this research, the effect of mechanical activation on the leaching of rare earth elements by nitric acid from Esfordi phosphate concentrate was investigated. For the investigation of mechanical activation effect on leaching of REE, a planetary ball mill was used with steel balls of diameter about 20 mm, ball to powder ratio of 15 and 2 and with a retention time of 90 minuts in dry situation and air atmosphere. Because of high and low leachability of fluorapatite and REE minerals by nitric acid, respectively, tow stage leaching methode was used. The first leaching stage residue, that contained about 99 % of REEs in initial phosphate concentrate, was activated mechanically at ball to powder ratio of 12 and then leached. Results showed that the mechanical activation had important influence on leaching of REE by nitric acid from phosphate concentrate and improved the leaching of Ce, La and Nd from about 1% (without mechanical activation) to 35.79, 42.61 and 30.34% , respectively. The amorphization degree increased to 1.2 and 57% after 90 min intensive milling with ball to powder ratio of 2 and 15 to 1, respectively. Also, the crystallite size and microstrain of Fluorapatite differed from 225 nm and 0.08 % for initial sample to 225 nm and 0.09 % and 81.8 nm and 0.63 % for mechanically activated samples with ball to powder ratio of 2 and 15 to 1 respectively.Keywords: Phosphate concentrate, Rare Earth Elements, Mechanical activation, Leaching
-
سیکلون واسطه سنگین یکی از تجهیزات مهم فرآوری مواد معدنی به ویژه در مرحله پیش فرآوری برای موادی مانند سرب و روی است. عوامل مختلفی بر روی عملکرد و میزان عیار و بازیابی سیکلون واسطه سنگین موثر است. تحقیق حاضر در کارخانه سرب و روی لکان واقع در استان مرکزی انجام گرفت. کانسنگ مورد مطالعه حاوی گالن و اسفالریت به عنوان کانه های اصلی و مقادیری از سیلیس، کلسیت، دولومیت به عنوان کانی های باطله است. در این تحقیق پس از نمونه گیری های اولیه، آنالیز سرندی و عیارسنجی نمونه های ورودی و خروجی سیکلون واسطه سنگین در هر طبقه ابعادی انجام شد. به علت نمونه گیری در زمان های متفاوت در آزمایش ها از دو نوع خوراک با دو عیار متفاوت استفاده شده است، بنابراین 4 سری آزمایش با عوامل کارخانه در 4 دانه بندی مختلف با عیار اولیه سرب و روی به ترتیب برابر 1/1 و 4/4 درصد و سپس برای بررسی عوامل موثر از جمله چگالی، فشار ورودی و شیب، در نرم افزار DX7، 12 آزمایش در دو سطح با عیار اولیه سرب و روی به ترتیب برابر 0/5 و 3/1 درصد انجام پذیرفت. در نهایت پس از بهینه سازی مقادیر بهینه چهار عامل دانه بندی، چگالی، فشار ورودی و شیب به ترتیب 1 6/35- میلی متر، 2 کیلوگرم بر مترمکعب، 0/5 بار و 23/87 درجه به دست آمد. با اعمال عوامل بهینه به دست آمده در سیکلون واسطه سنگین عیار و بازیابی سرب به ترتیب برابر 0/81 و 76/38 درصد و عیار و بازیابی روی به ترتیب برابر 4/4 و 75/98 درصد به دست آمد.کلید واژگان: سیکلون واسطه سنگین، چگالی واسطه، فشار ورودی، شیب سیکلون واسطه سنگین، کارخانه سرب و روی لکان
-
در مطالعه حاضر، نمونه کانسنگ منیتیتی معدن سورک با هدف کاهش عیار گوگرد به کمتر از 0/1 درصد مورد فرآوری قرار گرفت. با توجه به شناسایی و خواص سنجی نمونه، عیار آهن 50/37 و عیار گوگرد 4/12 درصد به دست آمد. طبقه بندی ابعادی نمونه در کنار آزمایش های اولیه جدایش مغناطیسی تر در جهت تعیین درجه آزادی نشان داد که در d80=106 μm منیتیت، آزادشدگی مناسب دارد. آزمایش های جدایش مغناطیسی در d80=106 μm با شدت میدان مغناطیسی 800 گوس، زمان خوراک دهی 3 دقیقه و دبی آب خوراک 4 لیتر در دقیقه، سرعت چرخش استوانه 54 دور در دقیقه و با خوراک دهی در جهت موافق چرخش استوانه، انجام شد و کنسانتره ای با عیار 630درصد آهن و 0/52 درصد گوگرد با بازیابی آهن 96 درصد به دست آمد. در ادامه و برای کاهش بیشتر گوگرد، کنسانتره حاصل از جدایش مغناطیسی تحت فلوتاسیون معکوس پیریت قرار گرفت. برای انجام آزمایش های فلوتاسیون، آزمایش های تعیین زمان بهینه فلوتاسیون انجام شد و در نهایت در شرایط زمان آماده سازی 5 دقیقه در pH=9 با مصرف g/ton100 کلکتور آمیل گزنتات پتاسیم، کاهش عیار گوگرد تا کمتر از 0/1 درصد حاصل شد. میزان بازیابی وزنی کنسانتره آهن و میزان بازیابی کلی آهن به ترتیب برابر با 95/96 و 94/9 درصد به دست آمد.کلید واژگان: جدایش مغناطیسی تر، سنگ آهن سورک، حذف گوگرد، فلوتاسیون پیریتThe present work aims to study the feasibility of sulfur removal from Soork iron ore down to lower than 0.1% using the flotation process. According to the characterization analysis, the ore consists of 50.37% iron and 4.12% Sulfur. The ore sample was divided into different size classes using screen size analyzing method. Then, wet magnetic separation experiments were conducted for three size classes in order to determine the degree of liberation. The d80=106 µm size class was found as an appropriate degree of liberation. Wet magnetic separation experiments were performed at 800G intensity for 3 min feeding and water flowrate of 4 liters per min, drum rotational speed of 54 RPM with rotation parallel to the direction of feeding in which an iron grade of 63% along with a Sulfur content of 0.52% with an iron recovery of 96% was obtained. To do further Sulfur reduction, the concentrate of the magnetic separation was reprocessed using reverse flotation to remove pyrite. Then, to reach an optimum operational condition in terms of flotation time and reagent usage, a few tests were performed and finally the flotation time of 5 min along with a collector dosage of 100 g/Mg in pH=9 was found to be the best possible condition to reach a Sulfur content of lower than 0.1%. Also, a yield recovery of 95.96% for iron concentrate with an overall iron recovery of 94.9% was obtained.Keywords: Magnetic Separation, Soork, Iron, Sulfur, Flotation
-
فصلنامه مهندسی معدن، پیاپی 36 (پاییز 1396)، صص 95 -109در این تحقیق آزمایش های بارگیری حباب با استفاده از کانی کوارتز انجام شد. همچنین با بهره گیری از مدل های محققین دیگر، کارایی زیرفرآیندهای سه گانه فلوتاسیون محاسبه و چگونگی تاثیر اندازه ذره برکارایی برخورد (ثقلی، تقاطعی، اینرسیایی)، کارایی چسبیدن،کارایی پایداری و در نهایت برکارایی جمع آوری به صورت مرحله به مرحله بررسی شد و با توجه به ثابت بودن شارسطحی حباب و غلظت ذرات، روند تغییرات کارایی جمع آوری به بارگیری حباب تعمیم داده شد. بر این اساس، علت افزایش بارگیری حباب با افزایش اندازه ذره از 63+106- به μm106+150- و نیز علت کاهش بارگیری حباب با افزایش بیشتر اندازه ذره از 106+150- به μm150+300- مشخص شد. در واقع با محاسبه کارایی زیرفرآیندها و بررسی تاثیر افزایشی یا کاهشی اندازه ذره بر هر یک از آن ها به صورت کمی؛ معلوم شد که چگونه و پیرو کدام اتفاقات، ذرات μm106+150- ، بهترین اندازه ذرات کوارتزاز نظر قابلیت شناورشوندگی هستند. با افزایش اندازه ذره تا حد مذکور به دلیل غالب شدن تاثیر ناشی از افزایش کارایی برخورد، کارایی جمع آوری (بارگیری حباب) افزایش یافت در حالی که با افزایش بیشتر اندازه ذره در نتیجه ی غلبه تاثیر ناشی ازکاهش کارایی چسبیدن و کارایی پایداری، کارایی جمع آوری (بارگیری حباب) کاهش یافت.کلید واژگان: اندازه ذره، کارایی، برخورد، گرانش، تقاطع، اینرسی، چسبیدن، پایداری، جمع آوری، بارگیری حباب، فلوتاسیون ستونی
-
در حال حاضر روش فرآوری طلای موته، لیچینگ سیانیدی است که بار ورودی زیادی به این بخش وارد می شود که شامل باطله های همراه طلا است و هزینه های اقتصادی زیادی را منجر می شود. هدف از این تحقیق بررسی امکان حذف باطله های همراه طلا و پرعیارسازی بار ورودی به مرحله لیچینگ سیانیدی، به وسیله یکی از روش های پرعیارسازی مانند فلوتاسیون یا ثقلی است که در این صورت، باعث کاهش بار ورودی به مرحله لیچینگ سیانیدی و اقتصادی تر شدن فرآیند خواهد شد. از آنجایی که انتخاب روش فرآوری مناسب و اقتصادی برای استحصال طلا، مستلزم شناسایی دقیق کانی های حاوی طلا در کانسنگ است، در این پروژه برای شناسایی کانی های حاوی طلا و بررسی نحوه درگیری طلا در نمونه موجود از کانسنگ طلای موته، از روش لیچینگ تشخیصی استفاده شد. نتایج دو آنالیز حرارتی، عیار طلا در نمونه موجود را ppm85/0 و ppm86/0 گزارش کرد. پس از فلوتاسیون پیریت، 38 درصد از طلای موجود در کانسنگ، با عیار حدود ppm8 با بازیابی وزنی 8/3 درصد بازیابی شد که با سیانوراسیون کنسانتره فلوتاسیون پیریت، طلا قابل دستیابی است که این خود می تواند یک پیش تغلیظ مناسب باشد. شرایط بهینه فلوتاسیون پیریت برای حداکثر بازیابی طلا عبارتند از: 9pH=، درصد جامد 25، کلکتور آمیل گزنتات پتاسیم با مقدار بهینه 150 گرم بر تن، دانه بندی d80 برابر با 150 میکرون، مقدار ppm25 کف ساز MIBC و مدت زمان آماده سازی 10 دقیقه بود. با استفاده از آنالیز گوگرد، مشخص شد که حدود 2/92 درصد از پیریت موجود در نمونه با فلوتاسیون بازیابی شده است. همچنین تصاویر EPMA نشان دادند که طلای موجود در کانسنگ طلای موته، به صورت درگیر با پیریت وجود دارد که با خردایش بیشتر، طلا قابل آزاد شدن است. اندازه ذرات طلای آزاد شده در تصاویر EPMA، 4-3 میکرون، تشخیص داده شد. با توجه به نتایج لیچینگ تشخیصی بر روی نمونه موجود و همچنین آزمایش های فلوتاسیون کوارتز، هیچ گونه طلای درگیر، درون کانی های سیلیکاته گزارش نشد و با فلوتاسیون کوارتز و حذف 34/24 درصد وزنی از بار ورودی، می توان بار ورودی به مرحله لیچینگ سیانیدی را کاهش داد که این نیز می تواند یک پیش تغلیظ مناسب باشد که باید مورد بررسی بیشتر واقع شود.کلید واژگان: موته، پیریت، طلا، کوارتز، فلوتاسیونThe aim of the present study is to decrease the amount of unwanted gangue minerals to enter the cyanidation process. The flotation process was introduced for the beneficiation of the feed to the cyanide leaching stage. Selection of a proper procedure for gold processing needs the accurate characterization of the gold bearing minerals comprising the ore. Diagnostic leaching tests were conducted to specify the gold mineral phases and associated gold in Mouteh ore. Fire assay analysis showed gold grade equal to 0.85 ppm and 0.86 ppm for the two representative samples of Mouteh plant feed. In pyrite flotation tests, the recovery and grade of gold in concentrate were found to be 38% and 8ppm, respectively. The cyanidation of concentrate can lead to an efficient beneficiation process for the gold recovery. The optimized conditions was found to be: pH: 9, solid percent: 25, potassium xanthate (KAX) as collector: 150 gr/t, MIBC as frother: 25ppm , and conditioning time: 10 minute. EPMA analysis demonstrated that gold in Mouteh ore was associated with pyrite which would need more grinding for liberation. The size of liberated gold particles in EPMA pictures was found to be 3-4 microns. According to the diagnostic leaching experiments and silicates flotation tests, no gold was detected with silicates mineral. Following the flotation of quartz particles and elimination of 20 percent of feed by weight, it would be possible to reduce the feed of cyanide leaching. Therefore, Quartz flotation can also be an effective pre-concentration method prior to cyanidation process.Keywords: Mouteh, Diagnostic leaching, Gold, Quartz
-
وجود ماده ی کربنی و کانی گوگردی از ویژگی های کانه ی مقاوم طلا است که باعث کاهش بازیابی طلا از این نوع کانه می شود. از دو نوع زغال (زغال معمولی و آنتراسیت) به عنوان جانشین ماده ی کربنی موجود در کانه ی مقاوم طلا به منظور بررسی قابلیت فانروکیت کرایسوسپوریوم برای کاهش توانایی ماده ی کربنی در جذب طلا استفاده شد. نتیجه ها نشان داد که ماده ی آنتراسیتی حدود 5 برابر بیش تر از زغال معمولی طلا جذب کرده است فانروکیت کرایسوسپوریوم توانایی آنتراسیت در جذب طلا را در دوره ی کشت 21 روزه و محیط کشت PDB (براث دکستروز سیب زمینی) تا حدود 85% و در محیط کشت MWB (ارزن و گندم) تا بیش از 95% کاهش داد. فانروکیت کرایسوسپوریوم هم چنین توانایی اکسید کردن گوگرد موجود در کانه ی مقاوم طلا را داراست. برای بررسی تاثیر قارچ روی مواد گوگردی موجود در کانه ی مقاوم، از پیریت به عنوان نماینده ی آن ها استفاده شد. در مجموع، کانی پیریت در دوره ی کشت 21 روزه، در pH برابر 7، 35% وزنی و در pH برابر 4، 30% وزنی، اکسید شد. پیش فرآوری قارچی دوباره برای کانه ی مقاوم طلای زرشوران با درصدهای گوناگون اورپیمت و طلا انجام گرفت. پس از دوره ی 14 روزه ی کشت، میزان استخراج طلا با فرایند سیانوراسیون برای نمونه های (1) (μm2210- حاوی اورپیمنت کمتر نسبت به نمونه ی کانه مقاوم طلای زرشوران)، (2) (همانند نمونه ی کانه مقاوم طلای زرشوران از نظر میزان اورپیمنت) و (3) (بخش 2210μm+ که تا بیش از 85% از اورپیمنت غنی است) به ترتیب 30%، 25% و 1% افزایش یافت و کانی گوگردی موجود نیز در نمونه های (1) و (2) بیش از 50% اکسید شد. نتیجه های آزمایش ها نشان داد که فانروکیت کرایسوسپوریوم ریزموجودی موثر برای اکسید کردن کانی های گوگردی و خنثی کردن مواد کربنی موجود در کانه ی مقاوم طلا به شکل همزمان بوده و در مجموع پتانسیل بالایی برای افزایش بازیابی طلا در عملیات سیانوراسیون آن کانسنگ دارد.کلید واژگان: پیش فرآوری زیستی، آنتراسیت، پیریت، کانه ی مقاوم طلا، سیانوراسیون، فانروکیت کرایسوسپوریومIn this research, fungus Phanerochaete chrysosporium has been used to effectively reduce the gold adsorption ability of carbonaceous matter on one hand, and decompose metal sulfides on the other, to ultimately enhance the gold extraction. Two ranks of coal (ordinary and anthracite) were used as substitutes to investigate the ability of fungus to reduce the gold adsorption by carbonaceous matter. The results showed that the ability of anthracite coal in gold adsorbing is 5 times more than ability of ordinary one. Phanerochaete chrysosporium reduced the ability of anthracite by over 85% for a 21 days culturing period under processing in PBD (Potato Dextrose Broth) medium and 95% for the same period in MWB (Millet and Wheat Bran) medium. Phanerochaete chrysosporium has also ability to oxidize the sulfide existing in refractory gold ores. The pyrite initial weight decreased by 35% for pH equal 7 and 30% for pH equal 4 in 21 days
of processing. Pretreatment was performed for Zarshouran refractory gold ore with different percentage of orpiment and gold. After a 14 days of processing, the amount of gold extraction by cyanidation of samples (1) (-2210 µm fraction containing less orpiment than natural samples),(2) (similar to natural samples from the amount of orpiment point of view), and (3) (� µm fraction containing enriched over 85% orpiment) increased to 30%, 25% and 1% respectively and sulfide mineral existing in samples (1) and (2) both decreased by over 50%. According to the results, Phanerochaete chrysosporium is a microorganism with high potential for oxidizing the sulfide minerals and neutralizing the carbonaceous matter existing in refractory gold ore simultaneously and totally, it has a high potential for increasing the gold recovery in cyanidation of refractory gold ore.Keywords: Biological pretreatment, Anthracite, Pyrite, Refractory gold ores, Cyanidation, Phanerochaete chrysosporium -
یکی از روش های تغلیظ و تخلیص اورانیوم موجود در محلول لیچ، روش استخراج با حلال است. روش متداول برای استخراج حلالی اورانیوم از اسید نیتریک،استخراج با تری بوتیل فسفات(TBP) می باشد. در این پژوهش از حلال دی بوتیل کربیتول (DBC) جهت استخراج اورانیوم از محلول لیچ لیکور در غلظت های مختلف حلال، اسید نیتریک،دما و مدت اختلاط مختلف استفاده شده است و تاثیر این پارامترها و اثر متقابل آن ها در میزان استخراج اورانیوم بررسی شده است. شرایط بهینه برای استخراج حلالی اورانیوم توسط DBC، اسید نیتریک 30%، فاز آلی شامل 60% دی بوتیل کربیتول و 40% کروزین، دمای 20 درجه سانتی گراد و مدت اختلاط 4دقیقه بدست آمد که در این شرایط حداکثر استخراج اورانیوم در یک مرحله برابر 07/46% بود در حالی که در دو مرحله استخراج اورانیوم به حدود 52 درصد رسید.لازم به ذکر است که با سه مرحله استخراج می توان بازیابی اورانیوم را به حدود 70 درصدرساند.کلید واژگان: اورانیوم، اسید نیتریک، دی بوتیل کربیتولsolvent extraction is one of the concentration and purification methods for uranium extraction from leach solution. The extraction of uranium from nitric acid solution was carried out by di-butyl carbitol (DBC). In this study, the effect of concentrations of both solvent and nitric acid, temperature and mixing time were investigated. Optimal conditions for the solvent extraction of uranium by DBC obtained under nitric acid concentration 30%, di-butyl carbitol concentration 60%, kerosene as diluent 40%, temperature 20°C and mixing time 4 minutes. In these conditions the maximum extraction of uranium was obtained %46.07 in one stage while in two stages was reached about 52%. In addition uranium extraction can be increased to 70% by three stages.Keywords: Uranium, nitric acid, di, butyl carbitol, solvent extraction
-
مطالعات کانی شناسی بر روی کانه طلای زایلیک آذربایجان شرقی نشان می دهد که بخش عمده ای از نمونه را کانی های سیلیسی و آهن دار تشکیل می دهد. برای شناسایی فاز همراه طلا، از مطالعات میکروسکوپی SEM، آنالیز Map و آزمایش های جدایش مغناطیسی استفاده شد. نتایج آزمایش های جدایش مغناطیسی نشان داد که استفاده از دو مرحله جدایش مغناطیسی، منجر به حذف بیش از 69% وزنی خوراک اولیه با عیار نهایی کمتر از ppm 0.9 طلا می شود. در نتیجه این فرایند، کنسانتره مغناطیسی با وزن تقریبی 31% خوراک اولیه با بازیابی طلای بیشتر از 93% تولید شد. گرچه کاربرد این روش منجر به حذف حدود 7% از طلای موجود در نمونه اولیه می شود، اما به دلیل حذف بخش قابل توجهی از خوراک ورودی به مرحله لیچینگ، نقش مهمی در کاهش مواد شیمیایی مصرفی و در نتیجه کاهش هزینه های عملیاتی خواهد داشت. با بهره گیری از نتایج این آزمایش ها و مطالعات میکروسکوپی می توان اظهار کرد که بخش عمده ای از طلای نمونه درگیر با فاز هماتیتی می باشد.
کلید واژگان: طلا، زایلیک، جدایش مغناطیسیMineralogical studies on the Zaylik gold ore of Eastern Azerbaijan showed that silica and iron were major phases in ore. To identify the phase accompany gold, SEM studies, analytical Map and magnetic separation method were used. Experimental results showed that using two stages of magnetic separation, led to the elimination of more than 69% by weight of the original feed to tailing with grade lower than 0.9 ppm gold. Also a concentrate with approximately 31% by weight of the original sample with recovery of about 93% gold obtained. In other words, about 7% of gold lost in total tailing, but due to the removal of a significant portion of the silicate compound from ore, magnetic separation has an important role in reducing chemical consumption and operating costs for leaching processes.Keywords: Gold, Zaylik, Magnetic separation -
پساب کارخانه طلای زرشوران دارای مقدار فراوانی آرسنیک، آنتیموان، جیوه و بیسموت است که همگی از عناصر سمی محسوب می شوند. زائدات این معادن نیز بسیار سمی بوده و با در معرض انحلال قرارگرفتن آن ها، خطر آلودگی کل منطقه وجود دارد. هدفاین پژوهش،بررسیروش هایمختلفحذفآنتیموانازآبوپسابودر نهایتتولید نانو ذرات آهن صفر ظرفیتی پوشش داده شده بر روی کانی های صنعتی به عنوانروشیموثروکمهزینهواستفادهازآنبرای حذفآنتیموانازپسابواقعی بود. در این تحقیق نانو ذرات آهن صفر ظرفیتی با ابعاد 40 تا 100 نانومتر با افزودن قطره ای از محلول بوروهیدرید سدیم به محلول آبی آهن سه ظرفیتی، در دمای محیط با اختلاط به وسیله گاز نیتروژن سنتز شد. برای جلوگیری از آگلومراسیون و افزایش قابلیت کاربرد آن در مصارف محیط زیستی، نانو ذرات آهن بر روی کانی صنعتی بنتونیت پوشش داده شد. برای انجام آزمایش های جذب سطحی از شیشه پنی سیلین 20 میلی لیتری استفاده شد. 10 سی سی از پساب سنتزی - واقعی به داخل شیشه ریخته شد و آزمایش ها با مقدار جاذب، زمان،pH و دماهای مختلف، تحت شرایط اختلاط شدید با همزن مغناطیسی انجام شد. بعد از اتمام زمان آزمایش، پساب، فیلتر شد و برای انجام آنالیز جذب اتمی مورد استفاده قرار گرفت. آزمایش ها نشان داد که جذب سطحی ذرات سنتز شده از سینتیک مرتبه دوم و ایزوترم فروندلیچ تبعیت می کند. ظرفیت جذب آنتیموان برای این ذرات از پساب واقعی 6/2 میلی گرم بر گرم جاذب و حداکثر حذف آنتیموان 56/99 درصد به دست آمد.
کلید واژگان: آنتیموان، آلودگی آب، جذب سطحی، نانوذرات آهن صفرظرفیتی، بنتونیتThe effluent from Zarshouran gold mineral processing plant contains high quantities of arsenic، antimony، mercury، and bismuth. These metals and metalloids are soluble in water and very toxic when they enter the environment. Their solubility in water causes the polluted area to extend beyond their point of origin. In this article، different methods of antimony removal from water and wastewater were reviewed and the zero-valent iron nanoparticles coated on Bentonite were selected as an effective and low cost material for removing antimony from wastewater. For the purposes of this study، zero-valent iron nanoparticles of 40-100 nanometers in size were synthesized by dropwise addition of sodium borohydride solution to an Iron (III) aqueous solution at ambient temperature and mixed with nitrogen gas. To avoid particle agglomeration and to enhance the product’s environmentally safe application، the nanoparticles were coated on Bentonite and characterized by SEM/EDAX and BET. The experiments were carried out by intense mixing of the adsorbent with 10ml of real/synthtic wastewater samples in 20ml bottles. The effects of pH، contact time، temperature، and adsorbent dosage on antimony removal efficiency were investigated under intense mixing using a magnetic mixer. Finally، the effluents were filtered upon completion of the experiments and used for atomic adsorption analysis. The results of the experiments showed that the adsorption isotherms of the synthesized nanoparticles obeyed the Langmuir and Freundlich models. The experiments carried out on real samples showed that antimony adsorption capacity for B-nZVI was 2. 6 mg/g of the adsorbent and that the highest antimony removal efficiency was 99. 56%.Keywords: Antimony, Water Pollution, Adsorption, Nano Zero Valent Iron, Bentonite -
در این مقاله، از روش نوین، دقیق و سریع تفرق اشعه لیزری جهت تعیین توزیع ابعادی نانو – میکروحباب ها استفاده گردید. نانو- میکروحباب ها با استفاده از یک نانوحباب ساز با طراحی خاص بر مبنای پدیده کاویتاسیون در لوله های ونتوری تولید شدند. علاوه بر اندازه گیری ابعاد، پارامترهای موثر شامل زمان، غلظت کف ساز، نوع کف ساز، نرخ گازدهی و همچنین نوع گاز بر ابعاد و توزیع ابعادی نانو – میکروحباب ها نیز مورد بررسی قرار گرفتند. نتایج نشان داد که با گذشت زمان، متوسط ابعاد نانو – میکروحباب ها در اثر کاهش میزان اکسیژن محلول در آب و همچنین کاهش مقدار مطلق پتانسیل زتای سطحی، افزایش یافت. افزایش قدرت کف ساز و همچنین افزایش غلظت آن از 30 به 100، همزمان با کاهش کشش سطحی فصل مشترک حباب/آب، منجر به کاهش ابعاد نانو- میکروحباب ها شد. افزایش نرخ گازدهی (هوا / اکسیژن) از 1/ 0 به 3/ 0 نیز کاهش ابعاد نانو- میکروحباب ها را باعث گردید. علاوه براین، نتایج نشان داد که نانو – میکروحباب های تولید شده به هنگام تزریق گاز اکسیژن به علت بزرگتر بودن مقدار مطلق پتانسیل زتای سطحی و حلالیت بیشتر اکسیژن از متوسط ابعادی کوچکتری نسبت به نانو – میکروحباب های هوا برخوردار هستند.
کلید واژگان: نانو - میکرو حباب ها، نانوحباب ساز، تفرق اشعه لیزر، توزیع ابعادی، پارامترهای موثرIn this paper, size distribution of nano-microbubbles produced by a nano-micro bubble generator was measured by the reliable and fast method of laser diffraction. The effects of key parameters including time, type and concentration of frother, gas flow rate and gas type on size distribution of nano-microbubbles were investigated. Measurement results of nano-microbubble size as a function of time showed that simultaneously with the reduction of the absolute zeta potential of nano-microbubbles and the amount of dissolved oxygen in the solution, size of nano-microbubbles was decreased. Increased concentration of frother as well as affecting conventional sized bubbles reduced the average size of nano-microbubbles. Results also showed that the nanobubbles produced with Aerofroth65 were smaller than those formed with MIBC and Pine oil. This is because surface tension reduction by Aerofroth65 is more significant than by MIBC and Pine oil. Increased aeration rate (air and oxygen) from 0.1 to 0.3 l min-1, reduced the average size of nano-microbubbles. Nano-microbubbles generated in the presence of oxygen had smaller average size relative to air nano-microbubbles because of higher dissolution of oxygen in water in comparison with air and also the higher absolute value of surface zeta potential.Keywords: Nano, microbubbles, Nano, bubble generator, Laser Diffraction Technique, Size Distribution, Effective Parameters -
در این تحقیق به بررسی بازیابی مس از کنسانتره کالکوپیریتی کانه مس مزرعه به وسیله بیولیچینگ با باکتری گرمادوست مطلق اسیدیانوس بریرلی پرداخته شد. سازگار سازی باکتری ها با کنسانتره کالکوپیریتی انجام شد. تاثیر pH اولیه بیولیچینگ بر بازیابی مس از کنسانتره مورد بررسی قرار گرفت. متغیر های غلظت باکتری، غلظت مس، غلظت آهن، pH و پتانسیل اکسیداسیون و احیاء، اندازه گیری و بررسی شد و جامد های باقی مانده از آزمایش ها مورد شناسایی با روش XRD قرار گرفت، که گوگرد عنصری و جاروسیت پتاسیم به عنوان محصول های اصلی بیولیچینگ شناسایی شدند. مشخص گردید که pH اولیه آزمایش تاثیر زیادی بر بازیابی مس دارد، به طوری که pH اولیه کم (0.9) باعث تاخیر در رشد باکتری ها و pH زیاد (1.5) باعث رسوب شدید جاروسیت شد. در نتیجه با انتخاب بهینه pH اولیه می توان توام با فراهم آوردن شرایط لازم برای رشد باکتری ها، رسوب جاروسیت را به تاخیر انداخت. بررسی تاثیر درصد جامد نشان داد که افزایش آن تا 7% ممانعتی برای رشد و فعالیت اکسایشی باکتری ها به وجود نمی آورد و محلولی با غلظت مس 8 گرم بر لیتر بعد از 6 روز حاصل گردید. در ادامه به بررسی مکانیزم های ارائه شده در تحقیق های گذشته برای بیولیچینگ با باکتری های دمای متوسط و دمای بالا پرداخته و با نتایج تحقیق حاضر مقایسه شد.کلید واژگان: بیولیچینگ، کنسانتره کالکوپیریت، اسیدیانوس بریرلیIn this study bioleaching of chalcopyrite concentrate of Mazraeh copper mine was investigated using a thermophilic bacterium, Acidianus brierleyi. The effect of initial pH, bacterial concentration, concentration of dissolved copper and Iron, pH and ORP during bioleaching time evaluated. Analysis of bioleaching residues showed that elemental sulfur and potassium jarosite were the main solid products. It was also found that initial pH has influences the copper dissolution rate. Therefore, selection an optimum initial pH would help to bacterial growth, leading to prevention or retarding jarosite precipitation. Solid percent up to 7% (w/v) have no negative effect on bacterial growth and activity. A solution with copper concentration of 8 g/l was gained after 6 days of bioleaching. Based on the results of tests, the mechanism of bioleaching is also discussed.Keywords: Bioleaching, Chalcopyrite concentrate, Acidianus brierleyi
- در این صفحه نام مورد نظر در اسامی نویسندگان مقالات جستجو میشود. ممکن است نتایج شامل مطالب نویسندگان هم نام و حتی در رشتههای مختلف باشد.
- همه مقالات ترجمه فارسی یا انگلیسی ندارند پس ممکن است مقالاتی باشند که نام نویسنده مورد نظر شما به صورت معادل فارسی یا انگلیسی آن درج شده باشد. در صفحه جستجوی پیشرفته میتوانید همزمان نام فارسی و انگلیسی نویسنده را درج نمایید.
- در صورتی که میخواهید جستجو را با شرایط متفاوت تکرار کنید به صفحه جستجوی پیشرفته مطالب نشریات مراجعه کنید.