فهرست مطالب

علوم و مهندسی جداسازی - سال پنجم شماره 1 (پیاپی 9، 1392)
  • سال پنجم شماره 1 (پیاپی 9، 1392)
  • تاریخ انتشار: 1392/06/25
  • تعداد عناوین: 7
|
  • محمودرضا رحیمی، سلیمان مصلح صفحات 1-10
    فرآیند انتقال جرم در بسترهای آکنده با افزایش میدان گرانشی تشدید می شود، این بسترها، بستر آکنده دوار نامیده می شوند. در بسترهای آکنده دوار، انتقال جرم با هیدرودینامیک فاز گاز و مایع، سرعت دوران، و پارامترهای هندسی آکنه تحت تاثیر قرار می گیرد. اهمیت دستگاه بستر آکنده دوار با توجه به ویژگی های منحصر به فردی مانند اندازه و وزن کم، راندمان عملیاتی و ایمنی بالا و کاربردهای وسیعش در فرآیندهایی همچون جذب، دفع، تقطیر، کریستالیزاسیون، حذف مواد آلی فرار و بسیاری از واکنش ها، سبب شده است تا مطالعات تئوری و تجربی وسیعی در مورد آن صورت گیرد. در این مطالعه داده های ضریب انتقال جرم برای جذب مواد آلی فرار در بسترهای آکنده دوار مدل سازی شدند. نتایج نشان می دهد برای سیستم های مورد مطالعه، توافق خوبی میان داده های تجربی و مقادیر پیش بینی شده از روابط ارائه شده برای ضریب انتقال جرم مشاهده می شود. همچنین مدل سازی ضریب انتقال جرم حجمی کل در فاز گاز به صورت رابطه ای متناسب با نرخ جریان گاز و مایع، فاکتور شتاب دورانی و ثابت هنری نشان می دهد که ضریب انتقال جرم با نرخ جریان گاز با توان 0.33-0.65، برای نرخ جریان مایع با توان 0.2-0.41 و با فاکتور شتاب دورانی با توان 0.15-0.28 افزایش یافته و با ثابت هنری با توان 0.2-0.47 کاهش می یابد.
    کلیدواژگان: بستر آکنده دوار، جذب ترکیبات آلی فرار، مدل سازی، ضریب انتقال جرم
  • علی شکوهی، غلامحسین صفائیان، مجید بنی آدم، مجید مهدویان صفحات 11-21
    در این مطالعه یک مدل ریاضی برای فرآیند تولید هیدروژن از طریق ریفرمینگ متان با بخار آب در یک رآکتور بستر سیال غشایی به صورت یک بعدی، هم فشار و غیر هم دما توسعه داده شده است. موازنه جرم و انرژی برای فاز واکنش دهنده و جاروب کننده، یک دستگاه معادلات دیفرانسیل ایجاد می کند که از حل همزمان آنها توزیع غلظت و دما در طول رآکتور به دست می آید. پس از مقایسه نتایج حاصل از مدل با داده های تجربی و اطمینان از صحت مدل ریاضی، اثر مقدار و روش گرمادهی به راکتور و نیز پارامترهای عملیاتی شامل دمای خوراک ورودی، نسبت بخار و گاز جاروب کننده به متان ورودی و فشار بر مقدار هیدروژن بازیابی شده و تبدیل متان بررسی شده است. مطابق نتایج این مطالعه می توان بازیابی هیدروژن و تبدیل متان در رآکتور غشایی را با گرمادهی توزیع شده به صورت صعودی و افزایش دمای خوراک افزایش داد.
    کلیدواژگان: مدل سازی، رآکتور غشایی، هیدروژن، تبدیل متان به همراه بخار
  • وحیده تاجر کجینه باف، حسین سرپولکی، تورج محمدی صفحات 23-33
    در کار حاضر غشاء اولترافیلتراسیون تیتانیایی نانوساختار با قابلیت همزمان فوتوکاتالیستی و جداسازی فیزیکی سنتز شد و عملکرد آن به منظور حذف متیل اورنژ از محلول آبی جهت کاربردهای زیست محیطی مورد بررسی قرار گرفت. غشاء تیتانیایی از طریق رسوب سل پلیمری تیتانیا بر زیرپایه های آلومینایی پوشش داده شده با تیتانیای کلوئیدی تهیه و خواص آن با استفاده از تکنیک های پراکندگی دینامیکی نور (DLS)، آنالیز حرارتی (TG-DTA)، تفرق اشعه X (XRD)، میکروسکوپ الکترونی روبشی (FESEM) و میکروسکوپ نیروی اتمی (AFM) بررسی شد. فعالیت فوتوکاتالیستی غشاء تیتانیایی بر پایه میزان تخریب متیل اورنژ در حضور امواج فرابنفش بررسی و قابلیت جداسازی متیل اورنژ از محلول آبی با اندازه گیری تغییرات غلظت محلول طی عبور از غشاء با استفاده از دستگاه طیف سنجی (UV-vis) تعیین شد. بازده حذف رنگ از محلول متیل اورنژ بر پایه تخریب فوتوکاتالیستی حدود 61% محاسبه شد که تلفیق آن با تکنیک جداسازی، این رقم را تا 83% افزایش داد.
    کلیدواژگان: غشاء تیتانیایی، متیل اورنژ، تخریب فوتوکاتالیستی، جداسازی
  • بیژن طاهری، محمود عبدالهی، سیدضیاالدین شفائی تنکابنی، سهیلا جوادیان فرزانه صفحات 35-47
    در این تحقیق اثر کنترل پتانسیل الکتروشیمیایی پالپ (Eh) بر روی جدایش کالکوسیت از پیریت در حضور اتیل گزنتات پتاسیم در pHهای مختلف مورد بررسی قرار گرفته است. نتایج نشان داده است که جدایش این دو کانی شدیدا وابسته به پتانسیل الکتروشیمیایی و pH پالپ می باشد. در صورتی که بدون کنترل پتانسیل پالپ (در پتانسیل های آزاد پالپ)، وتنها با تنظیم pH، جدایش موثری حاصل نمی شود. بیشترین جدایش در 11=pH و در محدوده پتانسیل بین mV100- تا صفر حاصل شده است. مطالعات ولتامتری چرخه ای برای تحلیل رفتار فلوتاسیون این دو کانی مورد استفاده قرار گرفته است. بر اساس نتایج حاصل از آزمایش های فلوتاسیون و ولتامتری چرخه ای، علت جدایش موثر این دو کانی در شرایط فوق الذکر، تشکیل و غالب بودن گونه اتیل گزنتات مس بعنوان عامل فلوتاسیون کالکوسیت و عدم تشکیل و یا کافی نبودن دی گزنتوژن بعنوان عامل فلوتاسیون پیریت، استنباط شده است که این امر با کنترل پتانسیل الکتروشیمیایی پالپ و pH محیط فلوتاسیون، امکان پذیر است.
    کلیدواژگان: فلوتاسیون با کنترل پتانسیل، پتانسیل الکتروشیمیایی پالپ، کالکوسیت، ولتامتری چرخه ای
  • سید محمد جواد کلینی، وحید رادمهر، محمد رضا خالصی، محمد رضا توکلی محمدی صفحات 49-60
    در این تحقیق، به مطالعه و بهینه سازی روش های فروشویی مخزنی و ستونی کانه مس اکسیدی معدن مسکنی با واکنشگرهای هیدروکسید آمونیوم و کربنات آمونیوم در مقیاس آزمایشگاهی پرداخته شده است. پارامترهای مورد بررسی در روش فروشویی مخزنی، غلظت هیدروکسید آمونیوم، نسبت مایع به جامد و زمان بوده اند که با روش سطح پاسخ مورد طراحی آزمایش و تحلیل نتایج قرار گرفته اند. ضریب همبستگی بالای بدست آمده (96/0)، بیانگر انطباق خوب مدل درجه دو پیشنهادی با داده های آزمایشگاهی بوده است. بازیابی مس تحت شرایط بهینه (غلظت 88 گرم بر لیتر هیدروکسید آمونیوم، نسبت مایع به جامد 7 و زمان فروشویی 120 دقیقه)، 22/96 درصد بدست آمده است. در روش فروشویی ستونی، پارامترهای غلظت هیدروکسید آمونیوم، دبی پاشش، دانه بندی و زمان فروشویی انتخاب شدند و در سه سطح با آرایه 9L روش تاگوچی، مورد طراحی آزمایش و تحلیل نتایج قرار گرفته اند. نتایج بدست آمده نشان داد که مقدار بهینه پارامترهای فوق به ترتیب 40 گرم بر لیتر، 6/15 لیتر بر متر مربع ساعت، 75/4-1 میلیمتر و 10 روز می باشند. همچنین غلظت هیدروکسید آمونیوم، دانه بندی کانسنگ و زمان فروشویی، به ترتیب مهمترین پارامترهای موثر بر فرایند فروشویی ستونی شناخته شدند. بازیابی 6/80 درصدی مس اکسیدی، نتیجه آزمایش نهایی انجام شده جهت تایید شرایط بهینه بدست آمده از روش تاگوچی بود. در نهایت، سینتیک فروشویی ستونی مس به اجمال مورد بررسی قرار گرفت. نتایج نشان داد که مکانیزم نفوذ تطابق بیشتری را با داده های آزمایشگاهی دارد.
    کلیدواژگان: فروشویی آمونیاکی، روش سطح پاسخ (RSM)، روش تاگوچی، بهینه سازی، سینتیک
  • مصطفی حسین زاده، مهدی علیزاده صفحات 61-68
    در این تحقیق شبیه سازی توزیع زمان ماند مواد در دستگاه میکسر-ستلر آزمایشگاهی جهت رسیدن به زمان استخراج و دبی بهینه عملیاتی در مقیاس پیوسته انجام شد. برای فازهای آبی و آلی به کار رفته در آزمایشها به ترتیب از آب و کروزین و جهت ردیابی فاز آبی از معرف نمک طعام استفاده گردید. ثبت تغییرات ردیاب به کار رفته به صورت پیوسته، توسط دستگاه هدایت سنج الکتریکی انجام گرفت. آزمایش ها در زمانهای مختلف از اختلاط دو فاز آبی و آلی در نسبت فازی 1:1 انجام شد. آنالیز نتایج بدست آمده از هر یک از آزایشها با استفاده از دو نرم افزار RTDWEN با دو مدل ولر و n مخلوط کننده کامل و همچنین نرم افزار Matlab انجام شد. مشخص شد که در مدت زمان اختلاط 5 دقیقه، متوسط زمان ماند بدست آمده برای مدلهای ولر و n مخلوط کننده کامل به ترتیب 6/44 و 6/62 دقیقه بوده که زمان استخراج 6 دقیقه مد نظر را در اختیار قرار دادند. با افزایش تعداد ظروف واکنش کاملا مخلوط نیز مشخص شد زمان اختلاط بدست آمده به زمان استخراج حالت ناپیوسته نزدیکتر و تحت این شرایط الگوی حرکت سیال مشابه با جریان پیستونی گردید.
    کلیدواژگان: توزیع زمان ماند، شبیه سازی، میکسر، ستلر، Matlab، RTDWEN
  • اکبر مهدیلو، مهدی ایران نژاد، بهروز بازدید صفحات 69-81
    در تحقیقات قبلی قابلیت فلوتاسیون پیرولوزیت با استفاده از کلکتورهای مختلف مطالعه شده ولی امکان جدایش آن از کانی های گانگ چندان مورد توجه قرار نگرفته است. در تحقیق حاضر فلوتاسیون پیرولوزیت و کلسیت و امکان جدایش آنها از یکدیگر با استفاده از اسید اولئیک به عنوان یک کلکتور آنیونی مورد بررسی قرار گرفت. نتایج نشان داد که بازیابی فلوتاسیون پیرولوزیت دارای دو مقدار ماکزیمم در pHهای 5 و 9 است که اولی در اثر جذب فیزیکی اسید اولئیک و دومی در اثر جذب شیمیایی آن اتفاق می افتد. در حضور اسید اولئیک 4-10 مولار، حداکثر بازیابی فلوتاسیون پیرولوزیت 8/30 درصد بوده و در 9=pH حاصل می شود. بازیابی کلسیت در این شرایط 68 درصد است. با بررسی اثر ترکیبات مختلف در فلوتاسیون پیرولوزیت مشخص شد که سولفات مس مناسب ترین ترکیب برای فعال سازی سطح پیرولوزیت و بازداشت کلسیت است. با استفاده از اسید اولئیک 4-10 مولار و مصرف ppm1000 سولفات مس بیشترین مقدار بازیابی فلوتاسیون پیرولوزیت به 6/83 درصد در 8=pH افزایش می یابد. در حالیکه در این شرایط بازیابی کلسیت به حدود 38 درصد می رسد. اندازه گیری پتانسیل زتا نیز نشان داد که سولفات مس با افزایش پتانسیل زتای پیرولوزیت (کاهش بار منفی سطح) و کاهش نیروهای دافعه الکترواستاتیکی موجب تشدید جذب اسید اولئیک و در نتیجه افزایش بازیابی فلوتاسیون می شود. در فلوتاسیون نمونه کانسنگ در حضور سولفات مس، عیار MnO در کنسانتره از 1/19 به 7/22 درصد و بازیابی آن از 5/40 به 8/66 درصد افزایش یافت.
    کلیدواژگان: منگنز، پیرولوزیت، فلوتاسیون، اسید اولئیک، سولفات مس
|
  • Mahmood Reza Rahimi, Soleiman Mosleh Pages 1-10
    The process of mass transfer in packed beds by increasing the gravitational field is intensified, these beds called the rotating packed bed. In rotating packed beds, mass transfer affected by the hydrodynamics of gas and liquid phases, rotational speed and geometric parameters of packing. In this study, the mass transfer coefficient data for the absorption of volatile organic compounds in rotating packed beds were modeled. To correction of mass transfer coefficient in rotating packed bed, used dimensionless effective rotating acceleration factor ("), instead of centrifugal acceleration. For the systems studied, good agreement between experimental data and predicted mass transfer coefficient is observed for the relationships presented. In this study, the maximum prediction error is about 20 percent that has higher accuracy than previous works.
    Keywords: rotating packed bed, volatile organic compounds, absorption, modeling, mass transfer coefficient
  • Ali Shokouhi, Gholam Hossein Safaeyan, Majid Baniadam, Majid Mahdavian Pages 11-21
    A non-isothermal, isobaric and one-dimensional mathematical model has been developed for the production of hydrogen by steam reforming of methane. Mass and energy balances for reacting and scrubbing phases provide a system of algebraic and differential equations solution of which gives concentration and temperature distributions along the reactor. After validation of the model against available experimental data, the effect of heating method of the reactor and different operating parameters including temperature and pressure of feed, ratio of steam and scrubbing gas to methane on hydrogen recovery and methane conversion has been investigated. The results of this study show that hydrogen recovery and methane conversion may be increased by increasing the feed temperature and incremental heating of the membrane reactor.
    Keywords: modeling, membrane reactor, hydrogen, steam methane reforming
  • Vahideh Tajer, Kajinebaf, Hossein Sarpoolaky, Toraj Mohammadi Pages 23-33
    In the present work, the nanostructured titania ultrafiltration membrane with photocatalytic and physical separation capabilities was synthesized for methyl orange removal of aqueous solution. Thus, a polymeric titania sol was deposited and calcined on the colloidal titania-coated alumina substrates. The properties of samples were investigated by dynamic light scattering (DLS), thermogravimetric and differential thermal analysis (TG-DTA), X-ray diffraction (XRD), field emission electron microscopy (FESEM), and atomic force microscopy (AFM) techniques. Photocatalytic activity of titania membrane was investigated by photodegradation of methyl orange in the presence of UVradiation. Also, physical separation of methyl orange was obtained by determination of the solution concentration changes after passing of titania membrane. Based on photocatalytic degradation, the removal efficiency of methyl orange was determined to be 61% that by coupling separation technique, it was improved to 83%.
    Keywords: Titania membrane, Methyl orange, Photocatalytic degradation, Separation
  • Bijan Taheri, Mahmoud Abdollahy, Sied Ziaedin Shafaei Tonkaboni, Soheila Javadian Pages 35-47
    A controlled potential flotation separation of chalcocite from pyrite using potassium ethyl xanthate (PEX) as a collector was investigated at different pH values. It was found that the oxidation-reduction state of the pulp can have a pronounced influence on the flotation separation of these minerals. Potential range between -100 mV to 0 mV (SHE) at pH 11 was found as optimum condition for separation of chalcocite from pyrite. Cyclic voltammetry method was used to identify the flotation behavior of these minerals. According to flotation results and cyclic voltammetry curves, appropriate separation of chalcocite from pyrite at above mentioned condition attributed to the formation and stability of copper-xanthate species which is responsible for the flotation of chalcocite and the instability or lack of dixanthogen that is responsible for the flotation of pyrite.
    Keywords: Controlled Potential, Flotation, Redox Potential, Chalcocite, Pyrite, Cyclic Voltammetry
  • S.M.J. Koleini, V. Radmehr, M.R. Khalesi, M.R. Tavakoli Mohammadi Pages 49-60
    Ammonia and Ammonium salts have been focused by the researchers of leaching process for several years due to low toxicity and cost, easy recovery and high selective recovery of metal, although the extent of researches were less than the chemical agents used in acid leaching. In this research, tank and column leaching methods of Meskani mine copper oxide ore using ammonium hydroxide and ammonium carbonate reagents have been studied. For the tank leaching experiments, response surface methodology (RSM) with input parameters as the ammonium hydroxide concentration, liquid to solid ratio and time was used. The high correlation coefficient obtained (0.96) indicates a good conformity of the proposed quadratic model with experimental data. Copper recovery under optimal conditions (88 g/L ammonium hydroxide concentration, liquid to solid ratio of 7 and leaching time of 120 minutes) was found to be 96.22 percent.For the column leaching experiments, selected parameters were ammonium hydroxide concentration, flow rate, size and leaching time, designed and analyzed in three levels using L9 array of Taguchi method. According to the results, the optimum value of abovementioned parameters were estimated at 40 gr/L, 15.6 L/m2h, 1-4.75 mm and 10 days, respectively. Also the most important parameters influencing leaching process were identified as ammonium hydroxide concentration, size and leaching time, respectively. Recovery of 80.6 percent was obtained at the proposed optimum conditions confirming the model obtained from the regression. Finally, kinetics of copper column leaching was studied briefly and it was found that the diffusion mechanism shows a good conformity with experimental data.
    Keywords: Ammonia Leaching, Taguchi Method, Response Surface Methodology, (RSM) Optimization, Kinetics
  • Mostafa Hosseinzadeh, Mehdi Alizadeh Pages 61-68
    In this study, simulation of residence time distribution of materials in a mixer-settler system was investigated in order to achieve the optimum extraction time and flow rate in the pilot plant. The liquid and organic phases were water and kerosene, respectively; and salt was used as a tracer reagent in the liquid phase. The salt tracer changes were recorded continuously by using a conductivity meter. The results were analyzed applying Matlab software and Weller and N-Mixer models in RTDWEN software. It was found for the mixing period of 5 min, the mean residence time was obtained 6.44 and 6.62 min by RTDWEN, respectively for Weller and N-Mixer models. Also, it was found to increase the number of perfect mixer vessels, set the mean residence time close to extraction time in the batch scale. Under these conditions, the fluid flow pattern in the mixer was similar to the plug flow.
    Keywords: Residence Time Distribution, Simulation, Mixer, Settler, RTDWEN, Matlab
  • Akbar Mehdilo, Mehdi Irannajad, Behrouz Bazdid Pages 69-81
    In the previous works, the floatability of pyrolusite has been studied using different collectors but the capability of its separation from gangue minerals has not been considered significantly. In this research the flotation behavior of pyrolusite and calcite and their separation from each other using oleic acid as an anionic collector were investigated. The results showed that the pyrolusite flotation recovery contains two peaks at pHs 5 and 9 occurred due to oleate ions physisorption and chemisorptions mechanisms, respectively. Using 10-4 M oleic acid, the maximum flotation recovery of pyrolusite was obtained 30.8% at pH=9. At this condition, flotation recovery of calcite was 68%. It was found that copper sulfate (CuSO4.5H2O) acts as pyrolusite activator and calcite depressant agent in a dosage range of 250 to 1250 g/t. It depresses both minerals at high dosages. The best results were obtained using 1000 g/t copper sulfate in the presence of 10-4 M oleic acid at pH=8. At these condition the flotation recovery of pyrolusite and calcite are 83.6% and 38%, respectively. Copper sulfate increases the pyrolusite surface zeta potential and decreases the electrostatic repulsion forces; and results in the increase in oleate adsorption and flotation recovery. In the ore sample flotation tests, using copper sulfate the MnO grade of the concentrate was increased from 19.1 to 22.7% while the recovery was improved from 40.5 to 66.8%.
    Keywords: Manganese, Pyrolusite, Flotation, Oleic acid, Copper sulfate