خردایش از نظر آزادسازی کانی های با ارزش، کاهش هزینه های فرآوری، کاهش مصرف مواد شیمیایی و تجهیزات و کاهش زمان فرآوری جایگاه ویژه ای در صنعت فرآوری مواد معدنی دارد. برای خردایش بسته به نوع بار خردکننده از انواع مختلف آسیا های گلوله ای و میله ای استفاده می شود. با توجه به اینکه در این آسیا ها، گلوله ها یا میله ها در ضمن کار، شکل اصلی خود را بر اثر سایش از دست می دهند. این امر باعث افت شدید کارایی آسیا شده و هزینه هنگفتی را به کارخانه کانه آرایی تحمیل می نماید. به دلیل ترکیبات متفاوت سنگ های معدنی و تنوع خصوصیات فیزیکی و مکانیکی آنها، استفاده از گلوله ها یا میله هایی با شرایط خاص ضرورت پیدا می کند. هدف از این تحقیق انتخاب بار خردکننده مناسب برای معدن فسفات اسفوردی می باشد که در آن ابتدا عوامل موثر و تاثیر هر کدام از این عوامل را در انتخاب بار خردکننده شناسایی و سپس با استفاده از تکنیک های مختلفی که توانایی تصمیم گیران را برای تعیین گزینه مناسب افزایش می دهند، با کنار هم قرار دادن این عوامل و روش ها اقدام به انتخاب بار خردکننده مناسب کرده و در نهایت نتایج حاصله به صورت خروجی نمایش داده می شود. به منظور تعیین بار خردکننده مناسب با توجه به انواع محدود گلوله ها و میله های تولید شده توسط کارخانه های سازنده و پس از بررسی های انجام شده در رابطه با امکان استفاده از این گلوله ها و میله ها در معدن فسفات اسفوردی چهار نوع گلوله و چهار نوع میله انتخاب گردید. در مرحله بعد با توجه به پارامترهای مربوط به بار خردکننده شامل ابعاد، سختی، دانسیته، قیمت و پارامترهای مربوط به خوراک ورودی به آسیا شامل ابعاد خوراک ورودی، سختی ماده معدنی، دانسیته ماده معدنی و پارامترهای مربوط به شرایط عملیاتی آسیا شامل سرعت آسیا، دبی بار ورودی، اندیس کار، اندیس سایش، درصد مواد جامد، درصد پرشدگی آسیا، درصد شارژ بار خردکننده و توان مصرفی آسیا و با استفاده از روش های تصمیم گیری چند معیاره و روش های تصمیم گیری چند معیاره فازی گزینه مناسب انتخاب شده است. از آن جا که برای انتخاب گلوله و میله از دو روش ahp و fahp استفاده شد، لذا برای اولویت بندی گزینه ها از روش های ادغام جواب ها (روش میانگین رتبه ها) استفاده شده است که در نهایت گلوله فولادی کروم دار، محصول شرکت داکتیل ماشین و میله فولادی کروم دار محصول شرکت isc توکیو انتخاب شده است.

ماسرال ها اجزای آلی ریز میکروسکپی در بخش با ارزش تشکیل دهنده زغالسنگ می باشند که شامل سه گروه لیپتینیت (اگزینیت)، اینرتینیت (فوزینیت) و ویترینیت هستند. خواص زغالسنگ، از جمله خاصیت کک شوندگی و قابلیت شناورشدن در عملیات فلوتاسیون تابعی از نوع و میزان ماسرال های تشکیل دهنده زغالسنگ است. هدف این پایان نامه بررسی گروه های ماسرالی در لایه های زغالسنگ در منطقه البرزشرقی بوده و تأثیر حضور آن ها را در فرآیند فلوتاسیون مورد مطالعه قرار داده است. نوع و میزان سه گروه ماسرالی برای زغال های منطقه البرزشرقی در مقاطع صیقلی قبل از انجام آزمایشات فلوتاسیون تشخیص داده شد، سپس با توجه به شناخت حاصل از ماسرال های منطقه ازمایشهای فلوتاسیون انجام و مورد تحلیل قرارگرفت. دونمونه k67 ونمونه p10 وهمچنین دونمونه k19و k59 به علت خواص مشابه ماسرالی بایکدیگر ترکیب شدند. سپس آزمایش های فلوتاسیون برروی نمونه ها انجام شد و ارتباط شستشوپذیری زغالسنگ با پتروگرافی آن مورد بررسی قرار گرفت. برای تمام نمونه ها 4 پارامتر، مقدار کلکتور(گازوئیل) ،کف ساز(روغن کاج)، درصد جامد وعامل ph در سه سطح (مقدارزیاد، مقدارمتوسط، مقدارکم) درنظر گرفته شد و با استفاده از روش طرح آزمایش تاگوچی بازیابی بهینه پیش بینی شد. سطوح بهینه برای 4 پارامتر متغیر توسط نرم افزار minitab پردازش شد. به این ترتیب که برای نمونه k5 که دارای بیشترین بازیابی است، مقدار درصد جامد سطح 1 (حد پایین) و برای کف ساز و ph سطح 2 (حد متوسط) و کلکتور سطح 3 به عنوان سطوح بهینه انتخاب شدند. نتایج نشان دهنده نقش تعیین کننده ماسرال ها در فرآیند فلوتاسیون است. بررسی های انجام گرفته نشان داد که ویترینیت دارای بالاترین قابلیت شناورشدگی و اینرتینیت و اگزینیت، به ترتیب در مراتب بعدی می باشند. همچنین مطالعات نشان می دهند که رطوبت، خاکستر و موادفرار دارای تأثیر منفی بر بازیابی می باشند. نتایج حاصل از این پایان نامه می تواند در مخلوط سازی نمونه های استخراجی از معادن مختلف براساس گروه ماسرال ها، خوراک دهی نمونه ها با درصد ویترینیت بالاتر به کارخانه و یا اولویت بندی استخراج لایه ها با حداکثر میزان ویترینیت و حداقل میزان لیپتینیت که پاسخ مناسبی در فرآیند فلوتاسیون می دهند، موثر واقع شود.

رنیم یکی از عناصر باارزش موجود در کانسارهای مس پورفیری است که طی عملیات پرعیارکنی در کنسانتره مولیبدنیت تغلیظ می شود. کاربردهای ویژه این فلز سبب شده تا توجه محققان به بازیابی و استحصال آن جلب شود. وجه مشترک تمامی روش های جداسازی رنیم، انتقال آن از فاز جامد به فاز محلول یا فرایند لیچینگ (انحلال) است که به عنوان اولین گام در هر فرایند هیدرومتالورژیکی شناخته می شود. گازها و غبارهای حاصل از عملیات تشویه کنسانتره مولیبدنیت منبع اصلی بازیابی رنیم محسوب می شوند. با انجام عملیات لیچینگ، رنیم و مولیبدن به فاز آبی وارد و امکان جدایش آن ها به روش های مختلف میسر می شود. با توجه به شباهت رفتاری بالای رنیم و مولیبدن در فاز آبی و مزاحمت هایی که مولیبدن در فرایندهای بعدی ایجاد می کند، لیچینگ انتخابی رنیم از غبار تشویه اهمیت پیدا می کند. در این پایان نامه، پس از بررسی عوامل مختلف، اثر دما مهمترین فاکتور در انجام لیچینگ انتخابی معین شد. همچنین مشخص شد که با افزودن مقادیری از الکل های مختلف و تغییر میزان حلالیت آب، امکان لیچینگ ترجیحی رنیم نسبت به مولیبدن وجود دارد. با افزوده شدن به طول زنجیره هیدروکربنی الکل ها، انتخابیت به نفع رنیم افزایش پیدا کرد. استخراج رنیم از محلول های آبی توسط حلال های آلی toa و ترکیب toa و tbp بررسی شد و نتایج به دست آمده نشان داد که امکان بازیابی و جدایش رنیم و مولیبدن در محیط خنثی و توسط ترکیب toa 20% و tbp 30% وجود دارد.

در این پایان نامه ماسرال های بار ورودی به کارخانه شناسایی شده و برنامه ای برای اختلاط زغال های مناطق مختلف با درصدهای مختلف، جهت افزایش راندمان کارخانه ارایه شده است. به این منظور بعد از نمونه برداری از بار ورودی به کارخانه، ماسرال های کلیه نمونه های برداشت شده توسط روش آنالیز تصویری شناسایی شد. با استفاده از طراحی روش آزمایشی تاگوچی، آزمایش فلوتاسیون با تغییر عوامل مقدار کلکتور، مقدار کف ساز، درصد جامد محتوی و ابعاد ذرات برای هر پنج معدن در دو سطح انجام شدند و سایر پارامترها در آزمایش ها ثابت در نظر گرفته شدند. با تحلیل آماری، نتایج شرایط بهینه عملیاتی برای زغال سنگ های معادن مختلف به طور مجزا تعیین شدند. از آنجایی که زغال این معادن با همدیگر ترکیب و به کارخانه خوراک دهی می شوند، نمی توان شرایط بهینه را بدون در نظر گرفتن ترکیب بهینه به دست آورد از این رو ترکیب بهینه زغال بر اساس طرح designs mixture تعیین شد. این ترکیب بهینه هم برای یک شرایط عملیاتی خاص تعریف می شود در نتیجه با انجام تحلیل هشدار به اغتشاش و با در نظر گرفتن تنوع زغالی به عنوان عامل اغتشاشی و پارامترهای کنترلی به عنوان عوامل هشداری طرح مقاومی با حداقل حساسیت به نوع زغال ورودی ارایه شد. نتایج مناسبترین ترکیب زغالی با در نظر گرفتن پارامترهای عملیاتی را نشان دادند و در این شرایط مقدار کارآیی جدایش با خاکستر کنسانتره به دست آمد. بر اساس طرح تاگوچی و تحلیل هشدار به اغتشاش (s/n) شرایط بهینه پارامترهای کنترلی با مقدار کلکتور g/ton 2000، کف ساز g/ton 150 و درصدجامد 20% به دست آمد. در این شرایط در صورتی که زغال سنگ معدن تخت جداگانه و زغال سنگ معادن زمستان-یورت و طزره با نسبت یکسان مخلوط شوند و وارد سلول های فلوتاسیون شوند، بیشترین کارآیی جدایش (1/88% برای زغال سنگ معدن تخت و 3/86% برای زغال سنگ معادن زمستان یورت و طزره) حاصل خواهد شد.

زغال سنگ ماده ای غیر همگن و ترکیبی از مواد آلی و معدنی است و به طور طبیعی آبران می باشد. به منظور فراوری زغال سنگ و پر عیار سازی آن، زغال را جهت فراوری به کارخانه های زغال شویی می برند. یکی از فرایند های اصلی که برای بازیابی ذرات ریز زغال استفاده می شود فلوتاسیون است. فلوتاسیون نوعی روش جداسازی است که با شناور کردن انتخابی در محیط آب، به وسیله یحباب های هوا انجام می گیرد. اساس این روش استفاده از اختلاف خاصیت آبرانی و آبدوستی است. پارامتر های متعدد شیمیایی و فیزیکی با تاثیر بر اختلاط، در راندمان سلول فلوتاسیون موثر است. در این تحقیقتاثیر برخی از مهمترین پارامتر های مکانیکی و هیدرو دینامیکی موثر بر اختلاطدر فلوتاسیون زغالسنگ از طریقطراحی آزمایش به روش تاگوچی توسط نرم افزار طراحی آزمایش4qualitekمورد بررسی قرار گرفته است . 18 آزمایش توسط این نرم افزر طراحی شد. نتایج بدست آمده از انجام آزمایش های فلوتاسیون زغال در سلول فلوتاسیون آزمایشگاهی و تحلیل نتایج توسط نرم افزار نشان داد که پارامتر های سرعت گردش همزن،اندازه ذرات، فاصله ی همزن ازکف سلول، بافل در مخزن فلوتاسیون، نرخ هوادهی به درون مخزن، سرعت گردش کفگیر وحجم مخزن به ترتیب بیشترین تاثیر را در بازیابی زغال وکاهش خاکستر کنسانتره دارند.مقادیر بهینه پیشنهادینرم افزار برای حصول کمترین خاکستر در کنسانتره زغال اینگونه است :سرعت گردش همزن 800 دور بر دقیقه، اندازه ی ذرات 212 میکرومتر، فاصله ی همزن از کف سلول3/0 ارتفاع مخزن ، نرخهوای ورودی 5/6 لیتر بر دقیقه، بافل به اندازه ی نصف ارتفاع مخزن، حجم مخزن 5/1لیتر و سرعت گردش کفگیر35 دور بر دقیقه.در صورتی که از این مقادیر بهینه استفاده شود درصد خاکسترکنسانتره که از طریق نرم افزار بدست می آید، 413/6 می باشد. سپس این مقادیر بهینه پیشنهادی بر روی نمونه گرفته شده از آب زغال ورودی به سیستم فلوتاسیون کارخانه زغالشویی البرز شرقی آزمایش شد که درصد خاکستر کنسانتره 1/8 بدست آمد.

زغال سنگ ماده ای به طور طبیعی آبران بوده و مواد معدنی همراه آن (خاکستر)، آب پذیر می باشند. خاکستر به عنوان ناخالصی برای زغال محسوب می شود و باید از ترکیبات زغال سنگ حذف گردد. فلوتاسیون فرایند جدایش ذرات بر مبنای اختلاف آبرانی سطح ترکیبات مختلف می باشد و روشی موثر برای شستشوی زغالسنگ و حذف خاکستر آن می باشد. پارامتر های متفاوتی بر فلوتاسیون زغال سنگ موثر می باشند که پارامتر های شیمیایی نقش اساسی در این فرایند ایفا می کنند. در اینجا تاثیر شش مورد از مهمترین پارامتر ها از جمله نوع کلکتور، نوع کف ساز، مقدار کلکتور، مقدار کف ساز، اندازه ذرات و درصد جامد در کاهش درصد خاکستر زغال، بررسی و توسط نرم افزارqualitek4، آزمایش ها به روش تاگوچی طراحی و مورد ارزیابی قرار می گیرد. نتایج بدست آمده از فلوتاسیون زغال در سلول آزمایشگاهی و تحلیل نتایج توسط نرم افزار نشان داد که پارامتر های درصد جامد ،دانه بندی ، نوع کف ساز، نوع کلکتور، مقدار کف ساز و مقدار کلکتور به ترتیب دارای بیشترین تاثیر در بازیابی زغال و حذف خاکستر را دارا هستند. مقادیر بهینه پیشنهادی برای حصول کمترین خاکستر کنسانتره زغال توسط نرم افزار برای این پارامتر ها به ترتیب درصد جامد %15 ،اندازه ذرات 212 میکرون، ،کفساز mibc، کلکتور نفت سفید، مقدار کفساز g/t300، مقدار کلکتورkg/t5/0 ارزیابی گردید. در صورتی که از مقادیر بهینه برای پارامتر ها استفاده شود درصد خاکستر که از طریق نرم افزار ارزیابی شده است، 24/9 می باشد. سپس این مقادیر بهینه پیشنهادی بر روی نمونه گرفته شده از آب زغال ورودی به سیستم فلوتاسیون کارخانه زغالشویی البرز شرقی تست شد که مقدار خاکستر کنسانتره 41/9 بدست آمد.

فلوتاسیون متداولترین روش فرآوری کانیهای سولفیدی مس است. هر کدام از کانیهای موجود در فرآیند فلوتاسیون، رفتار الکتروشیمیایی خاصی را از خود نشان می دهند. ترکیب کانیهای مختلف و مقدار آنها و همچنین موادشیمیایی موجود در فرآیند مانند کلکتورها عامل ایجاد شرایط ویژه الکتروشیمیایی برای مناطق مختلف است.به طوریکه نمی توان خصوصیات الکتروشیمی یک منطقه را به سایر مناطق تعمیم داد. در این تحقیق رفتار الکتروشیمیایی کانی کالکوپیریت در مجتمع مس سونگون مورد بررسی قرار گرفت. در فرآیند فلوتاسیون سونگون، از کلکتورهای مختلف برای آبران کردن ذرات با ارزش استفاده می شود. در مطالعه حاضر، چگونگی جذب همزمان کلکتورهای a343(گزنتات سدیم) و ap407 (مخلوط دی تیوفسفات و مرکابتوبنزوتیازول) در صورتی که با نسبتهای مختلف مورد استفاده قرار گیرند و به طور همزمان یا به ترتیب افزوده شوند، از دیدگاه الکتروشیمی بررسی شد. نتایج آزمایشهای فلوتاسیون نشان داد که در شرایطی که هر دو کلکتور به صورت همزمان افزوده شوند اگر نسبت a343:ap407 برابر50:50 باشد بیشترین بازیابی حاصل می شود که این بازیابی برابر 37/73 درصد می باشد. در آزمونهای الکتروشیمی که به روش ولتامتر چرخه ایبرروی بلور خالص کالکوپیریت انجام شد، در صورتی که کلکتورها همزمان افزوده شوند، بهترین نتیجه در نسبت 75:25 رخ می دهد. همچنین در آزمونهای الکتروشیمی در مقایسه شرایطی که نسبت دو کلکتور 50:50 بوده و ترتیب افزودن آنها متغیر باشد بهترین نتیجه مربوط به زمانی است که کلکتور ap407 ابتدا افزوده شود. ملاحظه شد که نتایج حاصل از فلوتاسیون بر روی کانسنگ معدن مس سونگون مشابه نتایج حاصل از آزمونهای الکتروشیمی بر روی کانی کالکوپیریت نیست. این مساله به تاثیر گالوانیک کانیها بر روی یکدیگر نسبت داده می شود. به دلیل اینکه کانسنگ مس علاوه بر کالکوپیریت حاوی کانیهای دیگری از جمله کالکوسیت و پیریت می باشد.

کانی های سولفیدی بنابه خصوصیات فیزیکی و شیمیایی مرتبط و درگیری با سایر کانی ها، رفتار ویژه ای از خود در فرآیند فلوتاسیون نشان می دهند. از این رو رفتارسنجی این کانی ها در یک مدار فرآوری می تواند منجربه افزایش راندمان جداسازی کانی های باارزش و باطله شود. کانسنگ معدن مس سونگون شامل کانی های مس دار باارزش مانند:کالکوپیریت، کالکوسیت، کوولیت و... است. بعضی از کانیهای همراه که به عنوان کانی مزاحم در قسمت فرآوری محسوب می شوند (مانند پیریت) نیز در این کانسار موجود هستند. جهت بررسی رفتار کانی ها در مدار فرآوری کارخانه تغلیظ مس سونگون، از تمام بخش های کلیدی مدار نمونه برداری کرده و نمونه ها مورد آنالیز شیمیایی و مطالعات کانی شناسی در دانه بندی های مختلف قرار گرفتند. در هر بخش مدار درصد وزنی کانی ها و بازیابی و همچنین کارایی جدایش برای کانی های مختلف در اندازه های مختلف محاسبه شد. در مرحله رافر، در همه اندازه ذرات، بازیابی مس سولفیدی بالای 90 % بود که بیشتر مربوط به کانی های کالکوسیت و کوولیت می شد. در این مرحله بازیابی کالکوپیریت در اندازه های بالای53 میکرون و زیر 15 میکرون بازیابی کمتر از 85 درصد بود. در کلینر کمترین بازیابی و کارایی جدایش در اندازه ذرات بالای 38 میکرون بوده که کاهش بازیابی در اندازه بالای 38 میکرون مربوط به کانی های کالکوپیریت وکالکوسیت است. در رافر، کلینر، ری کلینر و اسکاونجر، کانی های کالکوسیت و کالکوپیریت در اندازه ذرات(15+;38-) میکرون بیشترین بازیابی را نسبت به سایر ذره ها دارند. در نهایت مدلی با استفاده از شبکه عصبی که ورودی آن درصد وزنی کانی های مس و خروجی آن درصد بازیابی مس اکسیدی بود، برای بررسی تأثیر مقدار کانی های سولفیدی مس در خوراک کارخانه بر بازیابی مس ارائه شدکه دارای دقت0/866 می باشد.

قسمت اعظم هزینه و مصرف انرژی (حدود 60 درصد) در بخش فرآوری مواد معدنی، مربوط به دستگاه های خردایش است. از اینرو باید تدابیری در نظر گرفت تا علاوه بر دست یابی به ابعاد مورد نظر، از خردایش بیش از حد مواد و مصرف بی رویه انرژی جلوگیری کرد، چون نقش بسیار مهمی در توجیه اقتصادی محصول و قیمت تمام شده آن دارد. در اکثر موارد به دلیل پیچیدگی ذاتی عملیات، تعدد عوامل درگیر و نیز مطلوب نبودن طراحی اولیه، کارایی مدار خردایش کمتر از مقدار پیش بینی شده است. از اینرو از مدل های ریاضی و روش های بهینه سازی متعددی برای تعیین شرایط بهینه عملیاتی دستگاه های خرد کننده و فرآیندها استفاده شده است. در اکثر مسایل مهندسی استفاده از الگوریتم های تکاملی به دلیل مسایل اقتصادی و مدیریت زمان به کار گرفته می شود. معادلات موجود برای تعیین توان مصرفی به دلیل متغیرهای زیادی که اغلب در دسترس نیستند، نمی توانند در پیش بینی توان مصرفی آسیا به طور موثر به کار گرفته شوند. بنابراین در این پایان نامه ابتدا معادلات معتبر و شاخص برای محاسبه توان مصرفی مورد بررسی قرار گرفتند که مشخص شد دو مدل توان نرمال شده آسیا و مدل تجربی آستین برای تخمین توان آسیاهای صنعتی، تطبیق بیشتری با داده های واقعی دارند. سپس از این معادلات برای تعریف تابع هدف براساس روش بهینه سازی ازدحام ذرات استفاده شد و تابع هزینه براساس کمینه کردن توان مصرفی دستگاه مدل سازی شد و مقدار واقعی توان دستگاه به عنوان بهینه کلی در نظر گرفته شد. نتایج بر روی دو مدل مورد نظر نشان دادند که این روش از عملکرد بسیار خوبی برای بهینه سازی توان مصرفی آسیا برخوردار است و معادله توان نرمال شده آسیا با مقدار خطای نسبی 0061/0 بهترین عملکرد را دارد.

مولیبدنیت یک محصول جنبی با ارزش در فرآیند فلوتاسیون مس پورفیری است که بازیابی آن به دلیل ارزش بالای اقتصادی مورد توجه کارخانه¬های فرآوری مس می¬باشد. مهم¬ترین اهداف این تحقیق شناسایی علت کم بودن بازیابی در مدار فلوتاسیون مس - مولیبدن و هم¬چنین ارائه راهکارهایی جهت افزایش عیار و بازیابی مولیبدن به همراه ثابت نگه داشتن عیار و بازیابی مس است. در این تحقیق عوامل و فرآیندهای موثر به منظور بهینه¬سازی عیار و بازیابی مولیبدن در مراحل رافر، شستشو و رمق¬گیر کارخانه فرآوری مس سونگون مورد بررسی قرار گرفت. به همین منظور نمونه¬هایی از کل مدار گرفته شد تا به بررسی کانی¬شناسی و متالورژیکی مدار پرداخته شود. سپس در مطالعات آزمایشگاهی تأثیر عواملی نظیر کانی¬شناسی، میزان خردایش، درصد جامد، مقدار مواد شیمیایی، ph فرآیند در مرحله رافر و هم¬چنین دبی آب شستشو، دبی هوا و ارتفاع کف در مرحله شستشو و نوع فرآیند فلوتاسیون در مرحله رمق¬گیر بررسی شد. نتایج نشان داد که بیشترین هدرروی مولیبدن در باطله رافر به میزان 37/44% اتفاق می¬افتد. پارامترهای عملیاتی برای بهینه¬سازی عیار و بازیابی مولیبدن در این مرحله به صورت ابعاد خوراک (95- میکرون)، درصد جامد (25)، مقدار گازوئیل (25 گرم بر تن)، ph (5/10)، مقدار کلکتورها (31 گرم بر تن)، مقدار کف¬سازها (12 گرم بر تن) تعیین شدند. در شرایط بهینه، عیار و بازیابی مس به ترتیب 22/8 % و 8/90 % و هم¬چنین برای مولیبدن به ترتیب ppm 890 و 21/71% بدست آمدند که نسبت به نتایج فعلی کارخانه 4% افزایش برای بازیابی مولیبدن و 18% افزایش برای عیار حاصل شد. در بهینه¬سازی مرحله شستشو، سه پارامتر مهم دبی آب، دبی هوا و ارتفاع کف مورد بررسی قرار گرفتند. نتایج نشان دادند که به طور کلی با افزایش دبی آب و دبی هوا عیار مولیبدن کاهش، و هم چنین با افزایش دبی آب و ارتفاع کف عیار مس افزایش می یابد. نتایج حاصل از بهینه¬سازی مرحله رمق¬گیر نیز نشان داد که با افزایش دور همزن سلول¬ها (از 600 تا 1000 دور بر دقیقه)، عیار مولیبدن در کنسانتره به مقدارppm 8823 و بازیابی90% حاصل شد که این مقدار افزایش عیار نسبت به شرایط فعلی کارخانه 32/0% بهبود را در پی داشت. راهکار دیگری که در این تحقیق به منظور جلوگیری از هدرروی مولیبدن به باطله بررسی شد، بازداشت مولیبدن در مرحله رمق¬گیر با اضافه کردن دکسترین است. در این حالت مقدار عیار مولیبدن در باطله رمق¬گیر با مقدار 600 گرم بر تن دکسترین، از ppm234 به ppm1471 افزایش پیدا کرد. سپس با انجام یک مرحله فلوتاسیون مولیبدن بر روی باطله رمق¬گیر، مولیبدن با عیار ppm6906 بدست آمد. از ترکیب کنسانتره تولید شده در این مرحله با کنسانتره نهایی کارخانه فرآوری، از هدرروی مولیبدن جلوگیری شده و مولیبدن محصول نهایی حدود 3/2 برابر نسبت به شرایط فعلی کارخانه افزایش یافت.

فروشویی توده ای یکی از روش های متداول برای استحصال فلزات با ارزش از کانی های اکسیدی محسوب می شود. کانی اکسیدی همی مورفیت، کانی غالب کانسار سرب و روی مهدی آباد است که لزوماً باید با روش های هیدرومتالورژی استحصال شود. در این پایان نامه امکان سنجی فرآوری این کانی با روش فروشویی توده ای بررسی شده است. پس از نمونه برداری از کانسار، طرح 9 آزمایشی تاگوچی برای بررسی چهار عامل دانه بندی، غلظت اسید، دبی اسید و تعداد چرخه بکار گرفته شد. نتایج نشان داد که با به کارگیری سطوح بهینه دانه بندی (1+,20-) میلی متر، دبی 10 سی سی بر دقیقه، غلظت اسید 50 گرم بر لیتر و تعداد چرخه ی 10، حداکثر مقدار بازیابی روی به میزان 62.24% حاصل می شود. نتایج آزمایش اعتبارسنجی نیز بیشترین مقدار بازیابی روی را به میزان حداکثر 70.42% نشان داد. درنهایت این تحقیق نشان داد که فروشویی توده ای روش مناسبی برای استحصال کانی های اکسیدی کانسار سرب و روی مهدی آباد محسوب می شود.

بررسی گونه پذیری عناصر سمی در دمپ های باطله معدنی، اطلاعات ارزشمندی درباره پتانسیل تحرک، زیست دسترس پذیری و در نتیجه ریسک آلودگی آن ها را فراهم می کند. روش رایج برای تعیین گونه پذیری عناصر، آزمایش استخراج ترتیبی است. اما کاربرد این آزمایش همراه با مشکلاتی به خصوص در دمپ های باطله معدنی است. این مشکلات شامل سختی و پیچیدگی اجرا، تداخل فازها، جذب و توزیع مجدد عناصر، کارایی پایین برای مناطق ناهمگن و دقت کم در تعیین دقیق فاز کنترل کننده غلظت عناصر است. بر این اساس در این تحقیق روشی کاربردی برای گونه پذیری عناصر سمی در دمپ های باطله معدنی با استفاده از تحلیل همبستگی آماری ارائه شد. این روش با بررسی همبستگی غلظت عناصر سمی و داده های کانی شناسی به دست آمده از روش های xrd و astm-d2492 اصلاح شده، در کلاس های مختلف phخمیری، گونه پذیری عناصر سمی را در دمپ باطله مشخص می کند. به منظور اجرایی کردن روش مذکور، تعداد 60 نمونه از دو دمپ باطله 19 و 31 معدن مس سرچشمه برداشت شد. این نمونه ها با روش های icp، xrd،astm-d2492 ، ph خمیری، آزمایش استخراج ترتیبی و تجزیه سرندی بررسی شدند. برای روشن شدن جنبه های مختلف ناهمگنی های دمپ های مورد مطالعه، بر اساس داده های به دست آمده و مشاهدات صحرایی، مواد باطله از نظر تغییرات ژئوشیمیایی، فیزیکی و فرآیندهای موثر در هوازدگی بررسی شد. نتایج نشان داد که مواد باطله از نظر میزان کانی های تولید کننده و خنثی کننده اسید و کانی های جاذب عناصر سمی، کاملاً ناهمگن است. این ناهمگنی ها در اندازه ذرات، میزان نفوذپذیری و نوع رفتار سنگی و خاکی نیز مشاهده شد. در دمپ های مورد مطالعه، همرفت هوا، فرآیند اصلی در اکسیژن رسانی جهت اکسایش پیریت است. این فرآیند بر اثر همراه شدن با گرمای تولید شده از اکسایش پیریت و تبخیر رطوبت موجود در دمپ، باعث تشکیل یک سیستم گردش هوای گرم و مرطوب شده است. این هوای گرم و مرطوب با توجه به تخلخل بین دانه ای مواد باطله، با شدت های متفاوت، پیریت را اکسید کرده و موجب ناهمگنی بیشتر مواد باطله از نظر شیمیایی و کانی شناسی می شود. پس از شناسایی خصوصیات باطله ها از نظر کیفیت ناهمگنی، روش مورد نظر برای تعیین گونه پذیری در آن ها استفاده شد. نتایج بدست آمده نشان داد که پیریت کانی منشاء عناصر co،ni ، as، cd، cu،mo ،pb و zn و کانی های آلومینوسیلیکاته منشاء cr است. کانی های تثبیت کننده عناصر سمی شامل کانی های هیدروکسی سولفاته، کلریت، مسکویت (سرسیت) و اکسی هیدروکسیدهای آهن و منگنز هستند که کانی های هیدروکسی سولفاته حاویcu ، ni،co ، cd و zn، کلریت جذب کننده عناصر cr،cd ، cu و zn، مسکویت تثبیت کننده as،co ، mo و pb و اکسی هیدروکسیدهای آهن و منگنز نگهدارنده as، cd، co، cr، mo، ni، pb و zn در نمونه های باطله هستند. ریسک آلودگی هر یک از عناصر سمی در باطله های سرچشمه به پایداری کانی های منشاء و تثبیت کننده آن ها بستگی دارد. به منظور تایید روش ارائه شده، نتایج روش با تحقیقات آزمایشگاهی پیشین و همچنین نتایج آزمایش استخراج ترتیبی مقایسه شد. مقایسه نتایج نشان می¬دهد که روش ارائه شده، در شناسایی فازهای اصلی منشاء و تثبیت کننده عناصر سمی برای مواد باطله معدن سرچشمه نتایج مطلوبی می دهد. این روش در مقایسه با روش استخراج ترتیبی روشی ساده تر، ارزان تر، سریع تر و با دقت بالاتر در شناسایی فازهای قرارگیری عناصر سمی است. تفسیر پیچیده¬تر نتایج و عدم تشخیص فازهای فرعی عناصر سمی نیز از ایرادهای این روش نسبت به روش استخراج ترتیبی است. به منظور پهنه بندی ریسک آلودگی عناصر سمی، نتایج گونه پذیری با استفاده از 58 نمونه سطحی گرفته شده از دمپ 31، در محیط gis پیاده سازی شد. بر اساس نتایج به دست آمده، عناصرcu ، ni،co ، cd و zn با حضور درکانی های هیدروکسی سولفاته، مناطق مشخصی با ریسک "خیلی بالا" را به خود اختصاص دادند. همراهی این مناطق با نمونه های با دما و رطوبت بالا نشان داد که مناطق با ریسک آلودگی "خیلی بالا" در رابطه با مجراهای همرفتی هوا هستند که برای کنترل تولید آلودگی باید با احداث دمپ های گسترده و یکپارچه، این فرآیند را در انتقال اکسیژن به پیریت، محدود کرد.

امروزه استحصال فلزات باارزش از منابع کم¬عیار بسیار مورد توجه است. لاتریت¬ها از منابع ارزشمند فلزات، به خصوص نیکل و کبالت محسوب می¬شوند. لیچینگ لاتریت¬ها برای تهیه نیکل از متداولترین روش¬ها در استخراج این فلز است. در این تحقیق نتایج حاصل از بررسی لیچینگ آمونیاکی و تأثیر اسید¬های مختلف و عوامل موثر بر لیچینگ اسیدی اتمسفری بر بازیابی نیکل از لاتریت¬های کم عیار ارایه شده است. نمونه مورد مطالعه از توف¬های آهن¬دار خراسان جنوبی است که مورد مطالعات کانی شناسی قرار گرفت. آنالیز نشان داد که نمونه حاوی58/0% نیکل، 0098/0 % کبالت و89/34% آهن می¬باشد. نتایج آنالیزهای xrd بر روی نمونه نیکل¬دار نشان داد که فازهای اصلی کانه گوتیت، هماتیت، منیزیت، دولومیت و سیلیکاتها هستند. نتایج نشان می¬دهد در لیچینگ آمونیاکی نمونه تحت فرآیند کارن، نیکل بسیارکم استحصال شده است. سپس فرآیند لیچینگ با اسید¬های مختلف بررسی شد که اسید نیتریک در بازیابی نیکل موثر نبود. اسیدسولفوریک در غلظت¬های بالاتر از kg/ton 600 باعث بازیابی نیکل می¬شود و اسیدکلریدریک در غلظت¬های بالا(m 5) بازیابی بالایی دارد. سپس تأثیر عوامل مختلف دما، غلظت اسید، زمان، درصد جامد، ابعاد نمونه و افزاینده¬ها بر لیچینگ اسیدی اتمسفری با اسیدسولفوریک بررسی شد. همچنین افزایش دما، غلظت اسید و زمان باعث افزایش بازیابی و افزایش درصد جامد و ابعاد نمونه باعث کاهش بازیابی نیکل می¬شود. بررسی تأثیر افزاینده¬ها نشان داد naclباعث افزایش بازیابی می¬شود اما k2so4 و na2so4 در بازیابی تأثیر چشمگیری ندارد. در آخر آزمایشی با شرایط بهینه با kg/ton800 وg/l 25 یون کلر در دمای0c90 انجام شد، در این شرایط بازیابی نیکل، کبالت بترتیب100 % و40% بود.

به منظور طراحی و راه اندازی سیستم استخراج فلز به روش هیدرومتالورژی و اجرای عملیات لیچینگ در بهترین شرایط، مطالعه و به دست آوردن مقادیر بهینه پارامترها لازم است. معدن مس چاه موسی دارای مقادیر بسیار زیادی نرمه اکسیدی مس است که امکان فرآوری آن¬ها به روش هیپ لیچینگ برای استحصال مس وجود ندارند. به این منظور در این تحقیق روش لیچینگ همزنی برای فرآوری و استحصال مس نرمه¬ها مورد ارزیابی قرار گرفته است. در این تحقیق سعی شده است با استفاده از روش¬های طراحی آزمایش¬ها، تاثیر فاکتورهایی نظیر ابعاد ذرات، غلظت اسید، درصد جامد، زمان و سرعت همزنی بر روی بازیابی مس و غلظت آهن بررسی شود. بدین منظور ابتدا مطالعات شناسایی نمونه انجام شد و سپس آزمایش¬های لیچینگ همزنی و بطری غلتان به منظور تعیین بازیابی مس و میزان اسید مصرفی انجام شدند. طراحی و تحلیل آزمایش¬ها برای بررسی فاکتور¬های موثر به روش تاگوچی و آرایه متعامد l16 انتخاب و به کمک نرم¬افزار design expert انجام شدند. نتایج نشان داد که اندازه ذرات، غلظت اسید و درصد جامد بیشترین تاثیر و سرعت هم¬زنی کمترین تاثیر را بر بازیابی مس و غلظت آهن داشتند. در نهایت شرایط بهینه برای ابعاد دانه¬بندی 88 میکرون، غلظت اسید 120 گرم بر لیتر، زمان 4 ساعت، درصد جامد 30 و سرعت همزنی 480 دور بر دقیقه و میزان بازیابی برابر با 62/95 درصد برای مس به دست آمد. به منظور اعتبار¬سنجی نتایج، آزمایش تاییدی تحت شرایط بهینه انجام شد. نتیجه آزمایش نشان داد که بازیابی مس برای این آزمایش 93/94 درصد است. همچنین نتیجه آزمایش بطری غلتان هم نشان داد که میزان اسید مصرفی نرمه¬های مس چاه موسی برابر 38/130 کیلوگرم بر تن با بازیابی 5/94 درصد می¬باشد

تولید آلومینا در جهان اکثراً از طریق فرآیند بایر انجام می¬شود که در ایران به دلیل کمبود منابع بوکسیت امکان تولید این ماده اولیه برای صنایع سرامیک و آلومینیوم از نفلین سینیت مورد توجه واقع شده است. ذخایر قابل توجه معادن نفلین آذربایجان می¬تواند یکی از دلایل تولید آلومینا از کانی نفلین سینیت باشد، اما در کنار این امر ضروری است احداث واحدهای سیمان جهت رفع آلودگی¬های زیست محیطی گل باطله مورد توجه قرار گیرد. هم چنین محصولات جانبی دیگر استخراج آلومینا از نفلین سینیت، کربنات سدیم و پتاسیم است. در این پایان نامه سعی شده روشی مناسب و بهینه در مقیاس آزمایشگاهی و نیمه صنعتی و صنعتی برای تولید کربنات سدیم و پتاسیم ارائه شود. بدین منظور با ایده گرفتن از فرآیند سلوی و هو به این نتیجه رسیدیم که مناسب¬ترین روش برای استحصال کربنات سدیم و پتاسیم از محلول فرآیند تبخیر و تبلور است. در طی انجام آزمایش¬ها به این نتیجه رسیدیم که بعد از انجام سه مرحله فرآیند تبخیر و تبلور می¬توان کربنات سدیم و پتاسیم را به صورت دو محصول جدا تولید کرد. در این روشی که ارائه شده کربنات سدیم با عیار70-65 درصد، کربنات پتاسیم با عیار56-55 درصد بدست آمد. با تبخیر و تبلور مجدد کربنات سدیم و پتاسیم به ترتیب با عیار 5/97 و 5/98 و بازیابی 53/93 و 23/93 تولید شد.

آب نقش زیادی در فرآوری کانی¬ها دارد. کمبود شدید آب در کشور ارزش آب را در کارخانه های فرآوری افزایش داده است و از این رو بازیابی هرچه بیشتر آب در کارخانه¬های فرآوری نیاز به توجه بیشتری دارد. معدن سنگ آهن گل¬گهر بزرگ ترین معدن سنگ آهن ایران است این مجتمع در منطقه کم آب واقع شده و خشکسالی های اخیر و طرح های توسعه مجتمع ضرورت اجرای طرح بازیابی آب را نمایان می کند. طبق این طرح با استفاده از تیکنر نرخ بالا و فیلتر پرس درصد جامد نهایی به حدود 90 درصد می رسد و از هدرروی مقدار زیادی آب جلوگیری می کند. این طرح علاوه بر جلوگیری از هدرروی آب، صرفه اقتصادی با حذف هزینه های ساخت سد باطله و کاهش هزینه های آب و انتقال آن را دارد. برای طراحی تیکنر نرخ بالا کارخانه بازیابی آب آزمایش های با روش¬های ناپیوسته و نیمه پیوسته انجام شد. وظیفه این تیکنر جلوگیری از نوسانات درصد جامد باطله و رساندن این درصد جامد به حد بهینه برای عملیات فیلتراسیون است بدین منظور تیکنری لازم است که درصد جامد را به 58 درصد برساند. قطر این تیکنر براساس آزمایش های ناپیوسته 36 متر محاسبه شد و تیکنر براساس آزمایش های نیمه پیوسته 28 متر قطر و 3 متر ارتفاع طراحی شد. که شرایط بهینه کار این تیکنر با درصد جامد ورودی 6 درصد، فلوکولانت مورد استفادهf140 و غلظت فلوکولانت مورد استفاده 30 گرم بر تن است.

بهینه سازی فرآیندها یکی از مهم ترین از فعالیت ها در صنعت محسوب می شود. هر زغال سنگ دارای عوامل ویژگی شناختی منحصربفرد است که در رفتار قابلیت شستشو تأثیرگذار هستند. همچنین یکی از دلایل پایین بودن کارآیی کارخانه های زغالشویی عدم شناخت کافی از خوراک است. در این تحقیق سعی شده است تا با انجام آزمایش های مختلف، طرح بهینه اختلاط مارک های مختلف زغالی معدن نرگسچال مشخص شود و برای اختلاط انجام گرفته سطوح فاکتورهای عملیاتی تعیین شود. به همین منظور بعد از نمونه بردای از لایه های در حال بهره برداری و استخراج، دانه بندی را انجام داده و سپس نمونه معرف به منظور انجام عملیات فلوتاسیون انتخاب شد. پس از انجام آزمایش های فلوتاسیون با کمک یک طرح آزمایشی مناسب، به منظور به دست آوردن محتوی زغال کنسانتره نهایی میزان خاکستر، مواد فرار و رطوبت اندازه گیری شد. سپس با استفاده از نرم افزار dx7 نتایج حاصل را آنالیز کرده و مدل مناسب انتخاب می شود. به منظور کاهش تعداد آزمایش و ارائه طرح بهینه اختلاط از دو روش طراحی آزمایش combined-d optimal و روش ترکیبی mixture design و taguchi استفاده شد. در هر دو روش مطلوبیت نتایج زمانی افزایش می یابد که از لایه k11 نسبت به لایه های دیگر بیشتر برداشت شود. در روش combined-d optimal مدل عیار از لحاظ آماری، مدل قابل توجهی است در حالی که در روش ترکیبی mixture design وtaguchi علاوه بر مدل عیار، مدل کارآیی جدایش نیز از لحاظ آماری و میزان اهمیت فاکتور مدل قابل توجهی است. براساس مدل می توان طرح بهینه اختلاط لایه ها را پیش بینی کرد و بهینه سازی مورد نظر را انجام داد. براساس آزمایش های انجام گرفته میزان خاکستر به 3 درصد رسید و عیار تا 77 درصد افزایش پیدا کرد. کلمات کلیدی: زغال سنگ، شستشوپذیری، طراحی آزمایش، فلوتاسیون، اختلاط لایه ها

سیلیس یک کانی مضر در فرآیند تولید آهن به روش احیاء مستقیم است که به دلیل بالا بودن درصد سیلیس کنسانتره چادرملو و افزایش هزینه¬های ناشی از آن، کاهش سیلیس از کنسانتره تولیدی در درجه اهمیت بالایی قرار دارد. عیار سیلیس در اکثر اوقات بالاتر از 2 درصد بوده و دارای نوسانات زیادی است. هدف از این پروژه، بررسی امکان کاهش سیلیس کنسانتره نهایی سنگ آهن تا حد ممکن و تهیه یک کنسانتره با کیفیت مطلوب از نظر عیار آهن و سیلیس است. به همین منظور ابتدا نمونه¬هایی از کنسانتره چادرملو تهیه شده و آنالیز دانه بندی و شیمیایی آنها انجام شد. سپس با استفاده از روشهای جدایش مغناطیسی و فلوتاسیون آزمایش¬هایی طراحی شدند.که توسط آنها هر یک از پارامترهای شدت میدان مغناطیسی و ابعاد خوراک و درصد جامد برای جدایش مغناطیسی و پارامترهای مقدار کلکتور و درصد جامد و شدت همزن برای فلوتاسیون بررسی شدند. نتایج نشان دادند که در شدت میدان مغناطیسی در 3200 گوس، ابعاد خوراک در 35 میکرون و درصد جامد در 30 درصدکمترین عیار سیلیس به میزان 1/53درصد با عیار آهن 65/2 درصد بدست می آید. هم¬چنین مقدار کلکتور320 گرم بر تن ، درصد جامد ¬35 و سرعت همزن 320 دور بر دقیقه بیشترین تاثیر را بر روی کم کردن عیار سیلیس در فرآیند فلوتاسیون دارد که با در نظر گرفتن این شرایط بهینه می¬توان به عیار 1/55درصد سیلیس با عیار آهن 68/8 درصد دست یافت. نتایج آزمایشهای اعتبار سنجی نیز این یافتها را تایید کرد. به این ترتیب حداقل %1 عیارسیلیس کنسانتره چادرملو کاهش یافت که می توان صرفه اقتصادی فراوانی برای مجتمع فولاد مبارکه داشته باشد.

چکیده در این تحقیق بازیابی روی از پساب کارخانه روی مجتمع تغلیظ سرب و روی انگوران (شرکت کالسیمین) به روش استخراج حلالی مورد مطالعه قرار گرفت. پساب حاوی فلز روی، ابتدا به وسیله کاغذ صافی فیلتر شد. سپس توسط روش استخراج حلالی، فرآیند استخراج روی انجام می شود و در مرحله بعد فازآلی حاوی فلز روی استریپ می شود. در مرحله استخراج پارامترهای آزمایشگاهی ph تعادلی، غلظت استخراج کننده d2ehpa، دما، سرعت همزن و زمان استخراج و نسبت فاز آبی به آلی مورد بررسی قرار گرفت و شرایط مناسب بدین شرح انتخاب شد: ph تعادلی برابر با 5/2، غلظت استخراج کنندهd2ehpa 10درصد حجمی، دما 25 درجه سانتی گراد، سرعت همزن 300 دور بر دقیقه، زمان استخراج 10 دقیقه و نسبت فاز آبی به آلی 1/1. با توجه به منحنی مکیب- تیل تعداد مراحل تئوریکی استخراج شامل دو مرحله است. سپس در مرحله بعدی از تحقیق استخراج فلز روی مدل سازی شد. پارامترهای موثر در نظر گرفته شد و به وسیله روش طراحی آماری آزمایش ccd طرح آزمایشی مناسب درنظر گرفته شد و با استفاده از نرم افزار dx7 مدلی مناسب با فرآیند تعیین شد. شرایط بهینه استخراج فلز روی تعیین شد. یکی از نقاط بهینه همان شرایط آزمایشگاهی به دست آمده در مرحله استخراج است (5/2=ph تعادلی، غلظت استخراج کننده d2ehpa 10درصد حجمی، دما 25 درجه سانتی گراد). در نهایت فلز روی با بازیابی 57/89 % از پساب استخراج شد. در مرحله استریپ پارامترهای آزمایشگاهی غلظت اسید مجلول و نسبت فاز آلی به آبی مورد بررسی قرار گرفت و شرایط مناسب بدین شرح می باشد: غلظت اسید 80 گرم بر لیتر، نسبت فاز آلی به آبی 1/1. در این شرایط بازیابی مرحله استریپ 8/98% است اما هدف نهایی تغلیظ محلول حاصل از استریپ است. بنابراین نسبت فاز آلی به آبی 1/4 انتخاب شد و غلظت نهایی فلز روی به 56/21 گرم بر لیتر رسید. واژه های کلیدی: استخراج حلالی، پساب، روی، d2ehpa، روش طراحی آماری آزمایش، ccd.

مطالعات کانی شناسی که شامل شناسایی مواد معدنی و باطله، بافت ماده معدنی، ابعاد و نحوه قرارگیری کانه و باطله و درجه آزادی است اولین مرحله از فرآیند فرآوری بوده و نقش بسیار مهمی در جهت بهبود وضعیت فعلی تکنولوژی فرآوری مواد معدنی دارد. در این راستا مطالعات کانی شناسی-ژئوشیمیایی توسط میکروسکوپ نوری، xrd، sem، xrf و icp-oes بر روی نمونه های سنگ معدن مس اکسیدی امیرآباد واقع در 30 کیلومتری شمال شرق معدن مس سرچشمه انجام شده است. براساس نتایج به دست آمده کانی سازی مس به صورت مالاکیت، کریزوکلا، تنوریت، کالکوزیت، کوولیت، دیژنیت، کالکوپیریت، بورنیت، مس طبیعی، آلیاژ سرب و روی و مس و سولفید مس و نقره در سنگ میزبان آندزیتی-تراکی آندزیتی و گابرو در دو جبهه کار معدن امیرآباد رخ داده است. علاوه بر آن کانی-های هماتیت و مگنتیت، اکسیدهای منگنز، ایلمینیت، پیریت، آلیاژ سرب و مونازیت در نمونه ها مشخص گردید. کانی های باطله شامل کوارتز، پلاژیوکلاز (آلبیت)، اورتوکلاز، کلینوکلر، مسکوویت، کلسیت، اولیوین، پیروکسن، مونت موریلونیت، ورمیکولیت می باشند. میزان عنصر مس از 0168/0 تا 5/7 درصد و میزان آهن از 4/1 تا 2/7 درصد و میزان تیتانیم 5/0 تا 05/1 درصد در دو جبهه کار آشکار گردید. به منظور انتخاب بهترین اندازه ذرات برای خردایش و تشخیص انواع درگیری ها، 9 محدوده ابعادی خردایش و تجزیه سرندی انجام شد. درگیری کانی های اکسیدی مس بیشتر به صورت پراکنده و ساده با فاز باطله می باشد که در بازه 500 تا 177 میکرون به درجه آزادی بیش از 50 درصد رسیده، سپس غلظت مس در سه محدوده ابعادی (500، 250 و 177 میکرون) تعیین شد و بهترین غلظت مس در حد 8/3 درصد برای اندازه ذرات 500 میکرون به دست آمد. کانی های سولفیدی مس در محدوده ابعادی بعد از 177 میکرون به درجه آزادی 50 درصد رسیدند.