نوع مقاله: علمی - پژوهشی

نویسندگان

1 دانشگاه تهران

2 دانشگاه صنعتی شاهرود

چکیده

نمونه کانسنگ کم عیار سولفیدی- اکسیده معدن چنگرزه نطنز اصفهان، با عیار 3/2% سرب و 98/1% روی، مورد پرعیارسازی به روش‌های فلوتاسیون و ثقلی قرار گرفت. هدف در این مطالعه تولید کنسانتره سرب با حداکثر بازیابی بود و میزان تاثیر پارامترهای کیفی مانند نوع کلکتور، کف ساز و همچنین میزان بهینه پارامترهای کمی‌زمان ماند ذرات در آسیا، میزان کلکتور، سولفور سدیم، سیلیکات سدیم، زمان آماده‌سازی، میزان pH و درصد جامد همراه با پرعیارسازی محصول رافر مورد مطالعه قرار گرفت. نتایج حاصل نشان داد که در حالت بهینه فلوتاسیون تجمعی با استفاده از 2000 گرم بر تن سولفور سدیم به عنوان سولفید کننده، 500 گرم بر تن سیلیکات سدیم به عنوان متفرق کننده، 200 گرم بر تن کلکتور آمیل گزنتات پتاسیم و 30 گرم بر تن کف‌سازMIBC  در pH 10، کانی‌های اکسیدی و سولفیدی سرب بازیابی بیشتری (94% در مرحله رافر) نسبت به فلوتاسیون تفریقی به دست می‌آید و با 3 مرحله شستشو کنسانتره رافر، عیار را می‌توان به حدود 70% سرب رساند. همچنین در بررسی سینتیکی فرآیند فلوتاسیون مرحله رافر، چگونگی شناور شدن ذرات باارزش در بازه زمانی پیاپی، زمان بهینه کف‌گیری 18 دقیقه به دست آمد. روش‌های ثقلی با هدف تولید محصول قابل فروش یا محصول میانی قابل باردهی به فلوتاسیون با بررسی تاثیر شیب، آب مصرفی انجام شد. نتیجه پرعیارسازی ثقلی با میز لرزان، برای خوراک پرعیار با 7/5% سرب، کنسانتره سرب با عیار 46% و بازیابی 80% بود که می‌تواند تنها جهت تولید پیش کنسانتره عملیات فلوتاسیون به کار رود. از آنجایی که محدوده جداسازی جیگ ابعاد درشت است، اما محتوای سرب نمونه مورد مطالعه در بخش دانه ریز کانسنگ متمرکز بود، لذا نتایج قابل توجهی به دست نیامد.
 

کلیدواژه‌ها

عنوان مقاله [English]

The Low Grade Lead Ore Concentration Studies by Flotation and Gravity Methods

نویسندگان [English]

  • A Atrafi 1
  • H Hojatoleslami 2
  • M Noparast 1
  • S.Z Shafaei 1
  • A Ghorbani 1
  • G Jozani Kohan 1

1 Tehran University

2 Shahrood University of Technology

چکیده [English]

   The low grade oxide-sulfide lead-zinc ore sample taken from Changarzeh mine located in south of Natanz city in Isfahan province, containing 2.3% Pb and 1.91% Zn was concentrated by flotation and gravity methods. Studies were concentrated on producing Lead concentrate with maximum recovery. So, the effects of different parameters such as type and amount of collector, milling retention time, amount of sodium sulfur and its preparation time, application of sodium silicate, pH and solid content were investigated in relation to the metal contents of concentrates and flotation efficiencies. Experiments  in optimum condition  was carried out with 200 g/t KAX as collector, 2000 g/t Na2S, 500 g/t sodium silicate and 30 g/t MIBC at pH 10. A rougher concentrate with a recovery of 94% was produced through this condition and a lead concentrate with 70% Pb was produced as a result of 3 cleaning stages of flotation with a recovery of 40%. The process of rougher flotation was also analyzed kinetically and 18 minutes was determined as the optimum flotation time. Application of gravity methods for producing commercial product or a middle product for flotation was considered with a special attention to the effect of table slope and amount of water and for jig the effect of water and frequency. The result of one stage gravity separation by shaking table was a concentrate with a grade of 46% and a recovery of 80%. As a result, shaking table can be proposed for production of preconcentrate to be used as feed of flotation process. But since jig can be used for separation of coarse particles and the lead content of Changarzeh mine is in the form of fine particles, the results of jig were not considerable.
 
 
 
 



 


 

کلیدواژه‌ها [English]

  • Low grade oxide-sulfate lead ore
  • Flotation
  • Gravity method
  • Changarzeh