مشخصات

عنوان: پرعیارسازی کانسنگ اکسیده کم عیار روی بمنظور رفع مشکلات عملیاتی لیچینگ و فیلتراسیون و امکان استفاده از آنها بعنوان خوراک کارخانجات روی با رویکرد فنی و اقتصادی

گروه تخصصی:  فنی و مهندسی

سازمان مجری:  واحد تربیت مدرس 

گروه پژوهشی: مهندسی فرآوری مواد معدنی

پژوهشگران: 
آرام رضا (مسئول طرح)
مرادی محمدرضا (همکار طرح)
ایوب زاده محسن (همکار طرح)
مظلومی سیدحسن (همکار طرح)

تاریخ خاتمه:  آبان 1394

کارفرما: 

خروجی طرح: 
 
تلفن: 37-88335335-88630480-88011001-021 ????? 4114-3945

نشانی سازمان مجری: تهران، بزرگراه جلال آل احمد، پل نصر، دانشگاه تربیت مدرس، صندوق پستی: 343- 14115
 

چکیده:

نمونه مورد مطالعه، خاک سیلیکاته روی کم عیار با درصد روی 9.79 درصد بوده که از معدن سرب و روی معدی آباد یزد تهیه شده است. کانیهای روی موجود در نمونه شامل همی مورفیت، ویلمایت و کالکوفانیت می باشد که کانیهایی مثل هماتیت، گوتیت، آنکریت، کلوفان، پیرولوزیت، دولومیت و ... کانیهای باطله همراه کانیهای روی می باشند. درجه آزادی کانیهای روی نسبت به سایر کانیها تقریبا برابر میکرون می باشد. با خصوصیت سنجی نمونه پیش بینی گردید که امکان پرعیارسازی نمونه (پیش تغلیظ) توسط روشهای ثقلی وجود ندارد ولی ممکن است با روش جدایش مغناطیسی شدت بالا (خشک- تر) نمونه مورد نظر را تغلیظ نمود. همچنین با روش جدایش مغناطیسی تر شدت بالا (18000 گوس) عیار نمونه روی تا درصد افزایش می یابد در عوض بازیابی فلز روی پایین است. روش فلوتاسیون معمولی (مستقیم و معکوس) نیز نتایج مطلوبی حاصل نکرد. لذا نمونه در دمای 500 درجه سانتیگراد و به مدت 1 ساعت تکلیس گردید تا با شکستن ساختار سیلیکاته کانی های روی، عملیات انحلال و فیلتراسیون پالپ لیچ به راحتی انجام گیرد. طراحی آزمایشهای لیچینگ با روش CCD انجام شد و شرایط بهینه بصورت زیر بدست آمد: غلظت پالپ: 30 درصد، غلظت اسید سولفوریک: 22.05، دمای لیچینگ: 45 درجه سانتیگراد. تحت این شرایط محلولی از سولفات روی با غلظت 8.3g/l و بازیابی فلز روی 83.81 درصد بدست آمد. محلول سولفات روی بدست آمده حاوی ناخاصی آهن و منگنز بترتیب با غلظت های و گرم بر لیتر می باشد که بالاتر از حد مجاز برای ورو به واحد الترووینینگ می باشد، لذا با استفاده از روش استخراج با حلال (SX) به کمک حلال آلی D2EHPA (اسید 2-دی اتیل هگزیل فسفوریک) و رقیق کننده نفت سفید (کروزین) با غلظت 30 درصد حجمی، pH=2.5 و نسبت حجمی آبی به آلی 2 به 1 و 2 مرحله استخراج، بازیابی 85 درصد برای مرحله استخراج بدست آمد. با 2 مرحله شستشوی محلول آلی باردار به کمک اسید سولفوریک، بازیابی محلول سولفات روی برابر 90 درصد می باشد. در نهایت محاسبات فنی و اقتصادی نشان داده است که با تولید 5500 تن شمش روی در سال می توان انتظار داشت که طرح تولید شمش روی با عیار 99.97 درصد از خاک روی مهدی آباد یزد بصرفه باشد.



کلیدواژگان: اکسید روی کم عیار، پرعیارسازی ثقلی، لیچینگ، استخراج با حلال

 
 
Title: Pre-treatment of the low-grade oxidized zinc ores to overcome leaching and filtration operational problems and using it as zinc plants feed with technical and economical approach

Abstract:

In the studied sample, the Zn percentage of low grade zinc silicate from Mahdiabad lead-zinc mine is 9.79 percent. The minerals in the sample contains Hemi morphite, Chalcophanite, Hematite, Goethite, Ankerite, Pyrolusite and Dolomite. Degrees of freedom for zinc minerals is 100 micron. With quality survey of sample was predicted that it’s not possible to pre-concentrate by gravity separation, but it’s possible to preconcentrate by high intensity magnetic separation methods (dry-wet). Magnetic separation method with high gradian magnet (18,000 G) increases the concentrate grade but recovery is low. Conventional flotation methods (direct and reverse) did not produce the desired results. The sample was calcinated at 500oC temperature for 1 hour to break the silicate structure, and filtration pulp Leach easily be done. Design leaching tests were conducted by CCD and the optimal conditions were as follows: concentration of pulp: 30%, sulfuric acid concentration: 22.5, leaching temperature: 45oC. Under these conditions, a solution of zinc sulfate concentration with 8.3 g/l and 83.81% recovery was obtained. The obtained zinc sulfate solution containing impurities such as iron and manganese with concentrations of 0.16 and 0.58 g/l respectively, which is the upper limit for entry to electrowinning unit, so using solvent extraction (SX) analysis by organic solvents D2EHPA (2-ethylhexyl phosphoric acid) and diluent kerosene (kerosene) with 30% by volume, pH=2.5 and organic volume ratio of water to 2 to 1 and 2-step extraction. in this condition zinc recovery was 88.5% for extraction phase. with 2-step Washing of organic solution by sulfuric acid, 93% of zinc sulfate solution was recovered. The technical and economic calculations have shown that the production of 5500 tons of ingots per year can be expected to produce ingots with a grade of 99.97% of the territory of the Mehdiabad mine be effective.



Keyword(s): Low grade zinc oxide, Pre-treatment, Leaching, Calcination and Solvent Extraction