فصل پنجم
نتایج و پیشنهادات
۵-۱ مقدمه
هدف از این تحقیق امکانسنجی فرآوری منگنز از کانسنگ منگنز جیرفت بود. نتایج آزمایش­های پرعیارسازی فیزیکی و شیمیایی انجام شده برای رسیدن به بهترین شرایط از نظر بازیابی و عیار منگنز در محصول پرعیار مورد بررسی قرار گرفت و هم­چنین برای بررسی دقیق تر از نرم افزار طراحی آزمایش (روش سطح-پاسخ) در رابطه با آزمایش­های لیچینگ احیایی استفاده شد. در این روش، برای استحصال منگنز پارامترهای متغیر و تاثیرگذار در آزمایش­ها (درصدجامد، اسیدسولفوریک، اسیداکسالیک و دما) و پارامترهای ثابت (دانه­بندی، زمان، دورهمزن و pH)، در نظر گرفته شده است. در این آزمایش‌ها اثر این پارامترها به عنوان متغیرهای ورودی بر بازیابی منگنز، بازیابی آهن و بازیابی سیلیس به عنوان پاسخ بررسی شد. در نهایت با بهینه سازی پارامترهای عملیاتی با هدف بیشینه کردن مقدار بازیابی منگنز و به حداقل رساندن بازیابی آهن و سیلیس، آزمایش­های اعتبارسنجی و تایید با شرایط پیشنهادی انجام شد.

( اینجا فقط تکه ای از متن فایل پایان نامه درج شده است. برای خرید متن کامل پایان نامه با فرمت ورد می توانید به سایت feko.ir مراجعه نمایید و کلمه کلیدی مورد نظرتان را جستجو نمایید. )

۵-۲ نتایج و پیشنهادات
مطالعات کانی­شناسی نشان داد که کانی عمده منگنز در نمونه معدن منگنز جیرفت، منگانیت بوده و دیگر کانی­های همراه آن شامل هماتیت، کلسیت و سیلیس می­باشد.
در نتایج آزمایش­های پراش پرتو ایکس به دلیل آمورف بودن و کریستالینتی پایین بلورهای منگنز تشخیص داده نشدند.
براساس مطالعه مقاطع صیقلی، ریز بلور بودن و درگیری شدید کانی­های منگنزدار با کانی­های سیلیس و هماتیت تقریبا در تمامی ابعاد قابل مشاهده بود.
عیار منگنز نمونه معرف ۲۱ درصد، عیار آهن ۶۵/۱۹ درصد و عیار سیلیس ۰۷/۳۲ درصد تعیین شد.
آزمایش­های جیگ در محدوده­ دانه­بندی ۳+ میلی­متر در مقیاس آزمایشگاهی انجام شدند و کنسانتره­ای با عیار ۶۱/۲۳ درصد منگنز و بازیابی ۹۳/۵۰ درصد حاصل شد.
آزمایش میزلرزان در ابعاد دانه­بندی ۳۰۰+۱۰۰۰- میکرون انجام شد، عیار کنسانتره­ی منگنز به ۴۵/۲۵ درصد و بازیابی به ۹/۳۹ درصد رسید.
بر روی ذرات با دانه­بندی ۳۰۰- میکرون آزمایش میزلرزان صورت پذیرفت که عیار منگنز در محصول پرعیار به ۱/۲۶ درصد و بازیابی به ۵۸/۶۰ درصد رسید.
با توجه به نتایج مطلوب آزمایش میزلرزان بر روی ابعاد ۳۰۰- میکرون، برای تکرار این آزمایش­ها کل نمونه تا ابعاد ۳۰۰- میکرون خرد شد. در شیب ۵/۶ درجه عیار کنسانتره­ی منگنز به ۶/۲۸ درصد و بازیابی ۱۹/۴۲ و در شیب ۷ درجه عیار منگنز در محصول پرعیار به ۱۴/۳۱ درصد و بازیابی ۴۳/۳۰ درصد رسید.
با توجه به نتایج آزمایش­های میزلرزان و جهت بررسی امکان دست­یابی به محصولی با عیار بیشتر، دو محصول میانی آزمایش قبل با هم مخلوط و برای رسیدن به درجه آزادی مناسب، خردایش تا ابعاد ۱۰۰- میکرون انجام شد. عیار منگنز در کنسانتره ۲/۲۶ درصد و بازیابی ۴۶/۳۲ درصد حاصل شد.
آزمایش­های مغناطیسی به صورت تر و خشک بر روی محصولات میانی میزلرزان انجام شدند. نتایج حاکی از آن است که به دلیل نزدیک بودن حساسیت مغناطیسی کانی­های منگنزدار و آهن­دار کانسنگ، جدایش مطلوبی بین کانه­های باارزش و گانگ رخ نداد.
آزمایش­های فلوتاسیون مستقیم و معکوس با بهره گرفتن از کلکتورهای آرماک تی، اسید اولئیک و بازداشت کننده­ های دکسترین و سیلیکات سدیم انجام شدند. به دلیل ساختار کانه­ی منگانیت و قابلیت پایین شناور شدن، این آزمایش­ها نتایج مطلوبی به همراه نداشتند.
با توجه به مقادیر نامطلوب در آزمایش­های پرعیارسازی فیزیکی و هم­چنین فلوتاسیون می­توان نتیجه گرفت که این نوع کانسنگ در گروه­ کانسنگ­های سخت منگنز جای دارد. به همین منظور روش فروشویی احیایی به عنوان مرحله­ بعدی آزمایش­های پرعیارسازی درنظر گرفته شد.
با بررسی مطالعات گذشته و انجام آزمایش­های مقدماتی در شرایط آزمایشگاهی، عامل احیایی اسیداکسالیک در محیط اسیدی اسیدسولفوریک بهترین بازیابی را نسبت به کاهندهای دیگر نتیجه داد.
جهت بررسی مدل واکنش، و مطالعه­ تحقیقات انجام شده در این رابطه، ۲۹ معادله­ سینتیک مدل نفوذ و واکنش شیمیایی برای انطباق با داده ­های این تحقیق مورد بررسی قرار گرفت.
با تعیین مدل نفوذ با بهره گرفتن از معادله­ k*Lnt=(1-(1- X)^1/3)² به عنوان مدل سینتیکی واکنش، نمودار آرنیوس برای تعیین انرژی فعالسازی واکنش رسم شد. انرژی فعالسازی واکنش ۰۷/۵ کیلوکالری حاصل شد.
با توجه به مطالعات سینتیک لیچینگ با کاهش نفوذ اسیداکسالیک برای احیای یون­های منگنز و کافی نبودن اسیدسولفوریک در محیط اسیدی محلول لیچ جهت فروشویی یون­های منگنز احیا شده، بازیابی منگنز کاهش پیدا می­ کند.
افزایش هم­زمان اسیدسولفوریک و دما با توجه به سینتیک لیچینگ و نمودار آرنیوس با فراهم نمودن شرایط مناسب برای انحلال یون­های منگنز، تا حدودی سبب افزایش بازیابی منگنز شده است.
برای انجام آزمایش­های لیچینگ با تعیین پارامترهای درصدجامد، دما، مقدار اسیدسولفوریک و مقدار اسیداکسالیک به عنوان پارامترهای متغیر و پارامترهای زمان، دورهمزن به عنوان پارامترهای ثابت از نرم افزار طراحی آزمایش DX7 روش CCD استفاده شد. تعیین پارامترهای متغیر و ثابت براساس انجام آزمایش­های مقدماتی و مطالعه تحقیقات گذشته مشخص شدند.
با انجام آزمایش­های طراحی شده، مشخص شد که افزایش مقدار اسید سولفوریک ، مقدار اسیداکسالیک، دما به ترتیب بر افزایش بازیابی منگنز تاثیر دارند.
افزایش مقدار اسیداکسالیک تا مقدار ۳۵ گرم در لیتر، احیای منگنز از ظرفیت بالا به ظرفیت پایین بیش­تر شده و همین امر باعث افزایش حلالیت یون منگنز در محیط اسیدی می­ شود، و بازیابی منگنز در این صورت به حدود ۰۵/۶۶ درصد می­رسد. هم­چنین افزایش اسید سولفوریک باعث افزایش بازیابی منگنز تا ۶۵/۶۰ درصد ­شد.
یون آهن در اسیدسولفوریک انحلال زیادی دارد. در لیچینگ احیایی منگنز، با کاهش اسیدسولفوریک، بازیابی آهن از ۸۶/۸ درصد به ۲۷/۲ درصد شد.
افزایش مقادیر پارامترهای متغیر بر بازیابی سیلیس تاثیر مثبتی نداشتند. کم­ترین بازیابی سیلیس با افزایش اسیدسولفوریک و درصدجامد به دست آمد.
آزمایش­های بهینه­سازی در شرایط دمای ۷۰ درجه­ سانتی ­گراد، درصد جامد ۴/۱۴، ۶۰ گرم اسید سولفوریک و ۹۳/۴۹ گرم اسیداکسالیک با انجام آزمایش­های اعتبارسنجی با درجه مطلوبیت ۸۵۵/۰ انجام شد و در نهایت بازیابی منگنز ۴/۸۸درصد، بازیابی آهن ۵۷/۶ درصد و بازیابی سیلیس به ۶۶/۰ درصد رسید.
پیشنهادات
آزمایش­های سینتیک لیچینگ را می­توان با احیاکننده­های دیگر نیز انجام داد و با بهره گرفتن از جداول معادلات مربوط به سینتیک مدل واکنش تعیین شود.
آزمایش­های لیچینگ منگنز در مقیاس پایلوت انجام شود.
آزمایش­های استحصال منگنز از محلول لیچینگ با روش­های ارائه شده در بخش تئوری این تحقیق، صورت پذیرد.
مراجع
[۱]: J.M.Guilbert, C.F.Park, “the Geology of Ore Deposits”,Meteorology and Atmospheric Physics,Springer Wein, 1985.
[۲]: حسینی، ابراهیم، ۱۳۷۹، بلورها و کانی­ها، انتشارات تعاونی نشر رویکرد نوین.
[۳]: Madelein ,Todd, “Mn Ore Reduction Technologies” ۷th IMnI EPD China Conference23 March 2010.
[۴]: Christie, Tony, Mineral Commodity report 7-Manganese.
www.govt.nzcrown_minerals.
[۵]: Lefond ,Stanley J.“Industrial Minerals and Rocks”.۱۹۹۴,۶^th Edition.
[۶]: سامانی ، بهرام ، کانسارهای منگنز ، سازمان زمین شناسی واکتشافات معدنی،۱۳۷۴.
[۷]: غلامی، محمدکاظم، مطالعات تکمیلی استحصال منگنز ونارچ قم، پایان نامه کارشناسی ارشد، دانشگاه تهران،۱۳۸۲.
[۸]: Controller General Indian Bureau of Mines Nagpur,”Market Survey on Managanese Ore”,۲۰۱۳.
[۹]: نعمت­اللهی، حسین، کانه­آرایی، جلد اول، انتشارات دانشگاه تهران،۱۳۸۴.
[۱۰]: آخوندی، محمدجواد، بررسی امکان پرعیارسازی محصول معدن منگنز ونارچ قم جهت حصول مشخصات مورد استفاده در کارخانه های فرومنگنز. پایان نامه کارشناسی ارشد، دانشگاه کاشان، ۱۳۸۹.
[۱۱]: Malayoglu, U, “Study on the Gravity Processing of Manganese Ores”, Asian Journal of Chemistry, 2010Vol. 22, No. 4.
[۱۲]: اولیازاده،م، نوع­پرست،م، دهقان سیمکانی،ر.”کاربرد فلوتاسیون در پرعیارسازی ذرات ریز کانسنگ­های کم­عیار منگنز”. مجله­ی استقلال، سال۲۱، شماره­ی۲، ۱۳۸۱.
[۱۳]: Zhang, Yuanbo, Zhixiong, You, Guanghui Li, Tao Jiang,” Manganese extraction by sulfur-based reduction roasting–acid leaching from low-grade manganese oxide ore” Hydrometallurgy ,2013 pages126–۱۳۲.
[۱۴]: Zhang, Wensheng, Yong Cheng, Chu.2007,” Manganese metallurgy review. Part I: Leaching of ores/secondary materials and recovery of electrolytic/chemical manganese dioxide” Hydrometallurgy ,2007 Pages 137–۱۵۹.
[۱۵]: فتحی حبشی، هیدرومتالورژی(کلیات و لیچینگ کانی­های مختلف)، جلد اول، انتشارات دانشگاه شاهرود، ۱۳۷۸.
[۱۶]: Naik ,P.K, Mohapatra , B.K, Das ,S.C, Misra, V.N.2003,” Influence of fabric on aqueous SO2 leaching of manganese ore” .The European Journal of Mineral Processing and Environmental Protection Vol.3, No.2, 1303-0868, 2003, Pages 208-214.
[۱۷]: Sahoo, R.N, Naik, P.K, Das,S.C.2001,” Leaching of manganese from low-grade manganese ore using oxalic acid as reductant in sulphuric acid solution” Hydrometallurgy ,2001 Pages 157– ۱۶۳.
[۱۸]: Raisoni, Prafulla.R.. Dixit,Sharad.G.1988,”Leaching of manganese ore with aqueous sulphur dioxide solutions” Bulletin of Materials Science, 1988, Volume 10, Issue 5, Pages 479-483.
[۱۹]:. Bafghi Mohammad Sh, Alireza Zakeri, Zahra Ghasemi, Mandana Adeli.2007,” Reductive dissolution of manganese ore in sulfuric acid in the presence of iron metal” Hydrometallurgy,2008 Pages 207–۲۱۲.
[۲۰]: Azizi, Dariush, Shafaei, Sied Ziaedin, Noaparast ,Mohammad, Abdolahi, Hadi.2012,” Modeling and optimization of low-grade Mn bearing ore leaching using response surface methodology and central composite rotatable design” Trans. Nonferrous Met. Soc. China ,2012 Pages 2295−۲۳۰۵.
[۲۱]: Alok Prasad Das, Sarpras Swain, Shriyanka Panda, Nilotpala Pradhan, Lala Behari Sukla.2012,” Reductive Acid Leaching of Low Grade Manganese Ores” Geomaterials, 2012, 2, Pages 70-72.
[۲۲]: Zhang, Xiao-yun,Tian Xue-d,Zhang Dong-fang. 2006, ” Separation of silver from silver-manganese ore with cellulose as reductant” Trans. Nonferrous Met. Soc. China ,2006 Pages 705-708.
[۲۳]: Sayilgan, E., Kukrer, T., Ferella ,F., Akcil, A., F. Veglio, M. Kitis ,” Reductive leaching of manganese and zinc from spent alkaline and zinc – carbon batteries in acidic media” Hydrometallurgy ,2009 Pages 73–۷۹.