دانشگاه شهید باهنر کرمان و انجمن مهندسی شیمی ایراننشریه علوم و مهندسی جداسازی2008-39635120130622مدل سازی انتقال جرم در جذب مواد آلی فرار در بسترهای آکنده دوار11053710.22103/jsse.2013.537FAمحمودرضارحیمیاستادیار گروه مهندسی شیمی، دانشکده فنی و مهندسی، دانشگاه یاسوجسلیمانمصلحدانشجوی دکترای مهندسی شیمی، دانشکده فنی و مهندسی، دانشگاه یاسوجJournal Article20120825فرآیند انتقال جرم در بسترهای آکنده با افزایش میدان گرانشی تشدید میشود، این بسترها، بستر آکنده دوار نامیده میشوند. در بسترهای آکنده دوار، انتقال جرم با هیدرودینامیک فاز گاز و مایع، سرعت دوران، و پارامترهای هندسی آکنه تحت تأثیر قرار میگیرد. اهمیت دستگاه بستر آکنده دوار با توجه به ویژگیهای 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 واکنشها، سبب شده است تا مطالعات تئوری و تجربی وسیعی در مورد آن صورت گیرد. در این مطالعه دادههای ضریب انتقال جرم برای جذب مواد آلی فرار در بسترهای آکنده دوار مدل سازی شدند. نتایج نشان میدهد برای سیستمهای مورد مطالعه، توافق خوبی میان دادههای تجربی و مقادیر پیش بینی شده از روابط ارائه شده برای ضریب انتقال جرم مشاهده میشود. همچنین مدلسازی ضریب انتقال جرم حجمی کل در فاز گاز به صورت رابطهای متناسب با نرخ جریان گاز و مایع، فاکتور شتاب دورانی و ثابت هنری نشان میدهد 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 مییابد.دانشگاه شهید باهنر کرمان و انجمن مهندسی شیمی ایراننشریه علوم و مهندسی جداسازی2008-39635120130622پیش بینی اثر پارامترهای عملیاتی بر بازیابی هیدروژن در فرآیند ریفرمینگ متان به همراه بخار آب در یک رآکتور غشایی بستر سیال112153810.22103/jsse.2013.538FAعلیشکوهیدانشجوی گروه صنایع غذایی، دانشکده مهندسی شیمی، دانشگاه صنعتی امیرکبیرغلامحسینصفائیاندانشجوی کارشناسی گروه مهندسی شیمی، دانشکده مهندسی، دانشگاه فردوسی مشهدمجیدبنی آدمگروه مهندسی شیمی، دانشکده مهندسی، دانشگاه فردوسی مشهدمجیدمهدویانگروه مهندسی شیمی، دانشگاه مهندسی فناوری های نوین قوچانJournal Article20130502در 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 میکند که از حل همزمان آنها توزیع غلظت و دما در طول رآکتور به دست می آید. پس از مقایسه نتایج حاصل از مدل با دادههای 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 میتوان بازیابی هیدروژن و تبدیل متان در رآکتور غشایی را با گرمادهی توزیع شده به صورت صعودی و افزایش دمای خوراک افزایش داد.دانشگاه شهید باهنر کرمان و انجمن مهندسی شیمی ایراننشریه علوم و مهندسی جداسازی2008-39635120130622ارزیابی عملکرد غشا اولترافیلتراسیون تیتانیایی نانوساختار جهت جداسازی و تخریب فوتوکاتالیستی متیل اورنژ233353910.22103/jsse.2013.539FAوحیدهتاجر کجینه بافدانشجوی دکتری مهندسی مواد، دانشکده مهندسی مواد و متالورژی، دانشگاه علم و صنعت ایرانحسینسرپولکیدانشیار دانشکده مهندسی مواد و متالورژی، دانشگاه علم و صنعت ایرانتورجمحمدیاستاد دانشکده مهندسی شیمی، آزمایشگاه جداسازی، دانشگاه علم و صنعت ایرانJournal Article20121204در 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.دانشگاه شهید باهنر کرمان و انجمن مهندسی شیمی ایراننشریه علوم و مهندسی جداسازی2008-39635120130622جداسازی کالکوسیت از پیریت به روش فلوتاسیون با کنترل پتانسیل الکتروشیمیایی پالپ354754010.22103/jsse.2013.540FAبیژنطاهریدانشجوی دکتری فراوری مواد معدنی، دانشگاه تربیت مدرسمحمودعبدالهیاستاد فراوری مواد معدنی، دانشگاه تربیت مدرسسیدضیاالدینشفائی تنکابنیاستاد فراوری مواد معدنی، دانشگاه تهرانسهیلاجوادیان فرزانهدانشیار شیمی فیزیک، دانشگاه تربیت مدرسJournal Article20121212در این تحقیق اثر کنترل پتانسیل الکتروشیمیایی پالپ (Eh) بر روی جدایش کالکوسیت از پیریت در حضور اتیلگزنتات پتاسیم در pHهای مختلف مورد بررسی قرار گرفته است. نتایج نشان داده است که جدایش این دو کانی شدیداً وابسته به پتانسیل الکتروشیمیایی و pH پالپ میباشد. در صورتیکه بدون کنترل پتانسیل پالپ (در پتانسیلهای آزاد پالپ)، وتنها با تنظیم pH، جدایش موثری حاصل نمیشود. بیشترین جدایش در 11=pH و در محدوده پتانسیل بین mV100- تا صفر حاصل شده است. مطالعات ولتامتری چرخهای برای تحلیل رفتار فلوتاسیون این دو کانی مورد استفاده قرار گرفته است. بر اساس نتایج حاصل از آزمایشهای فلوتاسیون و ولتامتری چرخهای، علت جدایش موثر این دو کانی در شرایط فوقالذکر، تشکیل و غالب بودن گونه اتیلگزنتات مس بعنوان عامل فلوتاسیون کالکوسیت و عدم تشکیل و یا کافی نبودن دیگزنتوژن بعنوان عامل فلوتاسیون پیریت، استنباط شده است که این امر با کنترل پتانسیل الکتروشیمیایی پالپ و pH محیط فلوتاسیون، امکانپذیر است.دانشگاه شهید باهنر کرمان و انجمن مهندسی شیمی ایراننشریه علوم و مهندسی جداسازی2008-39635120130622بررسی قابلیت فروشویی مخزنی وستونی کانسنگ مس اکسیدی
با واکنشگرهای آمونیاکی496053610.22103/jsse.2013.536FAسید محمد جوادکلینیدانشیار فرآوری مواد معدنی، دانشگاه تربیت مدرسوحیدرادمهردانشجوی کارشناسی ارشد فرآوری مواد معدنی، دانشگاه تربیت مدرسمحمد رضاخالصیاستادیار فرآوری مواد معدنی، دانشگاه تربیت مدرسمحمد رضاتوکلی محمدیدانشجوی دکترای فرآوری مواد معدنی، دانشگاه تربیت مدرسJournal Article20120809در 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.دانشگاه شهید باهنر کرمان و انجمن مهندسی شیمی ایراننشریه علوم و مهندسی جداسازی2008-39635120130622شبیه سازی توزیع زمان ماند مواد در دستگاه میکسر-ستلر آزمایشگاهی616854110.22103/jsse.2013.541FAمصطفیحسین زادهکارشناس ارشد فرآوری مواد معدنی، پژوهشگاه مواد و انرژیمهدیعلیزادهاستادیار مهندسی مواد، پژوهشگاه مواد و انرژیJournal Article20130125در 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 کاملاً 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.دانشگاه شهید باهنر کرمان و انجمن مهندسی شیمی ایراننشریه علوم و مهندسی جداسازی2008-39635120130622بررسی جدایش پیرولوزیت از کلسیت به روش فلوتاسیون آنیونی698154210.22103/jsse.2013.542FAاکبرمهدیلودانشگاه صنعتی امیرکبیر، دانشکده مهندسی معدن و متالورژیمهدیایراننژاددانشگاه صنعتی امیرکبیر، دانشکده مهندسی معدن و متالورژی0000-0002-5469-084Xبهروزبازدیددانشگاه صنعتی امیرکبیر، دانشکده مهندسی معدن و متالورژیJournal Article20130205در تحقیقات قبلی قابلیت فلوتاسیون پیرولوزیت با استفاده از کلکتورهای مختلف مطالعه شده ولی امکان جدایش آن از کانیهای 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 میافتد. در حضور اسید اولئیک 4-10 مولار، حداکثر بازیابی فلوتاسیون پیرولوزیت 8/30 درصد بوده و در 9=pH حاصل میشود. بازیابی کلسیت در این شرایط 68 درصد است. با بررسی اثر ترکیبات مختلف در فلوتاسیون پیرولوزیت مشخص شد که سولفات مس مناسبترین ترکیب برای فعالسازی 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 مییابد. در حالیکه در این شرایط بازیابی کلسیت به حدود 38 درصد میرسد. اندازهگیری 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 میشود. 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.