تهیه کنسانتره منگنز با عیار بالا در تولید آهن و فولاد نقش عمده ای دارد. معدن منگنز ونارچ قم بزرگترین تولید کننده سنگ منگنز در کشور است. در این تحقیق پرعیارسازی سنگ منگنز استخراجی این معدن، در مقیاس آزمایشگاهی، با هدف تولید محصولی با مشخصات مورد نیاز کارخانه های فرومنگنز از قبیل دستیابی به عیار منگنز بالای 40 درصد و نسبت فلز منگنز به آهن بالای 6، انجام شد. براساس مطالعات کانی شناسی مشخص شد که توزیع منگنز بیشتر در ذرات درشت بوده و تجمع کمتری در ابعاد کوچک دارد؛ از این رو سه بازه دانه بندی، به منظور استفاده از جداکننده های ثقلی متناسب برای پرعیارسازی کانسنگ منگنز ونارچ، انتخاب شد. با استفاده از دستگاه جیگ در محدوده ابعاد 2000+ میکرون کنسانتره ای با عیار 08/42 و با بازیابی 34/38 درصد منگنز بدست آمد. در بازه300+2000- میکرون با استفاده از میز لرزان کنسانتره منگنز با عیار 2/37 و بازیابی 65/2 درصد حاصل شد. همچنین در محدوده ابعادی300- میکرون توسط میز لرزان محصولی با عیار 09/23 و بازیابی 17/4 درصد بدست آمد. به منظور افزایش بازیابی منگنز، از جداکننده مغناطیسی خشک شدت بالا برای پرعیارسازی محصول میانی میز لرزان و جیگ (پس از خردایش مجدد توسط آسیای میله ای) و همچنین محصول میز لرزان (خوراک 300- میکرون)، استفاده شد که در نتیجه آن، کنسانتره منگنز با عیار و بازیابی به ترتیب 85/40 و 24 درصد بدست آمد. در نهایت با تلفیق جریان های کنسانتره بخش های جیگ، میز لرزان و مغناطیسی خشک شدت بالا، محصولی با عیار 44/41 و بازیابی بیش از 65 درصد منگنز حاصل شد. به منظور بررسی فلوشیت بدست آمده در مرحله قبل در حالت پیوسته، شبیه سازی این فلوشیت با استفاده از نرم افزار modsim انجام شد. در نتیجه این شبیه-سازی مشخص شد می توان کنسانتره منگنز را با عیار و بازیابی به ترتیب 12/41 و 73/61 درصد بدست آورد.

چکیده هیدرو سیکلون دستگاه طبقه بندی کننده استانداردی با کاربرد زیاد است که در کارخانه-های فرآوری مواد معدنی در مدارهای بسته آسیاکنی مورد استفاده قرار می گیرد. مدار خردایش کارخانه پرعیارکنی 2 مجتمع مس سرچشمه از یک آسیای نیمه خودشکن در مسیر بسته با یک سرند ارتعاشی و یک آسیای گلوله ای در مسیر بسته با یک هیدروسیکلون تشکیل شده است. در این پژوهش به بررسی کارایی، عوامل تاثیر گذار بر کارایی، مدل سازی و بهینه سازی هیدروسیکلون های اولیه کارخانه پرعیارکنی2 مجتمع مس سرچشمه پرداخته شد. معیار کنترلی هیدروسیکلون های اولیه کارخانه پرعیارکنی 2، درصد مواد عبوری از سرند 200 مش (75 میکرون) در جریان سرریز (76% ) است. لازم به ذکر است که در بررسی های اولیه درصد عبوری از سرند 200 مش بطور متوسط 4±5/61 بود. برای مدل سازی از دو مدل پلیت (plitt) و ناگسوارارائو (nageswararao) استفاده شد. مدل ها برای پیش بینی عملکرد هیدروسیکلون و جریان های سرریز و ته ریز بصورت کالیبره شده با توجه به شرایط عملیاتی موجود و بدون کالیبره کردن، مورد استفاده قرار گرفت. با توجه به اینکه انتخاب هیدروسیکلون های اولیه به درستی توسط شرکت کربس انجام شده است و از طرفی مدل های تجربی زمانی که درصد جامد و افت فشار در هیدروسیکلون تغییر یابد عملکرد بهتری از خود نشان می دهند، بنابراین برای بهینه سازی این دو پارامتر تغییر داده شد. نتایج بهینه سازی نشان می دهد که برای رسیدن به هدف مطلوب در کارخانه، باید افت فشار و محتوای جامد به ترتیب نزدیک به 100 کیلوپاسکال و 46% باشند. کلمات کلیدی: کارایی هیدروسیکلون، بهینه سازی، شرایط عملیاتی، مدل سازی، مجتمع مس سرچشمه

آبگیری از پالپ تولید شده در کارخانه های فرآوری مواد معدنی به منظورکاهش هزینه عملیاتی و جلوگیری از آلودگی محیط زیست انجام می شود. در معدن مس میدوک برای آبگیری از باطله ها به منظور تامین مقداری از آب مورد نیاز در مدار خردایش و کاهش آب ورودی به سد باطله که باعث آسیب رسیدن به سد باطله می شود، از چهار تیکنر مخروطی عمیق استفاده می شود. تیکنرهای مخروطی عمیق نسبت به تیکنرهای معمولی فلوکولانت بیشتری مصرف می کنند ولی درصد جامد ته ریز آنها بیشتر است. یکی از مشکلات تیکنرهای باطله مس میدوک تیره شدن سرریز می باشد. تغییر ترکیب شیمایی کانسنگ ورودی به کارخانه باعث تیره شدن سرریز می شود. با تیره شدن سرریز، دهانه ته ریز برای پایین بردن ارتفاع گل درون تیکنرها، بیشتر باز می شود که باعث کاهش درصد جامد ته ریز می شود. از دیگر عواملی که باعث تیره شدن سرریز می شود، می توان به ph پالپ ورودی به تیکنر، میزان فلوکولانت مصرفی و درصد ذرات کمتر از mµ20 در خوراک ورودی به تیکنر اشاره کرد. هدف اصلی از بهینه سازی عملکرد تیکنرها، جلوگیری از تیره شدن سرریز بود. در این تحقیق به منظور بهینه سازی عملکرد تیکنرها، میزان بهینه مصرف فلوکولانت در چهار ph و سه درصد جامد مختلف خوراک ورودی به چاهک به دست آورده شده است. ph مناسب بین 3/11- 7/10 و میزان بهینه مصرف فلوکولانت نیز بین 30-26 گرم در تن می باشد. مدت زمان بهینه تزریق فلوکولانت به تانک آماده ساز 5/15 ثانیه است و درصد سرعت پمپ فلوکولانت برای تیکنرهای 1 تا 4 به ترتیب 56، 60، 52 و 42 درصد ماکزیمم سرعت پمپ می باشد. چنانچه درصد ذرات کمتر از mµ20 بیش از 40% شود احتمال به هم ریختن سرریز تیکنر افزایش می یابد. بررسی ها نشان داد، در چنین مواردی باید میزان فلوکولانت تزریقی افزایش یابد و در صورت امکان ph پالپ ورودی به تیکنرها کاهش یابد. عمق آب در تیکنر روی درصد جامد ته ریز تاثیر می گذارد. عمق بهینه آب بین 3- 6/2 متر است. فلوکولانت های falfloc6213 وfalfloc6212 می تواند جایگزین فلوکولانت فعلی ( cu43u) شود. شبیه سازی با استفاده از نرم افزار مادسیم نشان داد که درصد جامد بهینه 9-5/7% است.

تحقیق حاضر گزارش بهینه سازی شرایط فلوتاسیون سلول های اولیه (رافر) کانسنگ اکسیده سرب و روی معدن کلاه دروازه از مجموعه معادن ایران کوه است. با توجه به مطالعات انجام شده پارامترهای نوع و وزن کلکتور، مقدار سولفور سدیم، نوع و وزن کف ساز، نوع آب مصرفی، وزن نشاسته و سیلیکات سدیم، زمان کف گیری، زمان نرمه-گیری، زمان آماده سازی سولفور سدیم، زمان آماده سازی کلکتور، درصد جامد پالپ، ph و انجام عملیات فلوتاسیون با و بدون نرمه گیری به عنوان عوامل تأثیرگذار در فرآیند فلوتاسیون این کانسنگ در مرحله رافر و در سلول های اولیه شناسایی شدند. جهت بررسی اثر عوامل فوق با استفاده از نرم افزار طراحی آزمایش (dx7) و به کمک روش تاگوچی، آزمایش هایی برای بهینه سازی فرآیند فلوتاسیون این کانسار طراحی و اجرا شد. سپس نتایج حاصل از این آزمایش ها جهت تعیین شرایط بهینه به کمک همین نرم افزار مورد تجزیه و تحلیل آماری قرار گرفته و سرانجام تعدادی آزمایش جهت اعتبارسنجی حالت های بهینه پیشنهاد شده توسط نرم افزار انجام شد. در شرایط بهینه کنسانتره ای با عیار 4/29% سرب با بازیابی 36/70% و باطله ای با عیار سرب 64/1% برای فلوتاسیون سرب و کنسانتره ای با عیار 1/19% روی با بازیابی 04/88% و باطله ای با عیار روی 8/1%، برای فلوتاسیون روی بدست آمده است. مقایسه نتایج به دست آمده با نتایج حاصل از شرایط عملیاتی کارخانه نیز نشان داد که تحت شرایط بهینه عیار و بازیابی سرب در کنسانتره آن به ترتیب 8/11و 06/4 درصد افزایش و مقدار عیار سرب در باطله آن 06/1% کاهش یافته است؛ ضمن آنکه عیار روی در کنسانتره سرب نیز کاهش حدود 5/3 درصدی را نشان می دهد. در کنسانتره روی نیز عیار و بازیابی به ترتیب 5/2 و 63 درصد افزایش و عیار روی در باطله آن 95/4% کاهش را نشان می دهد. نکته قابل توجه دیگر کاهش 40 درصدی مصرف سولفور سدیم در مدار روی گیری است. همچنین تحت شرایط بهینه زمان آماده سازی کانسنگ در مدار (شامل زمان های آماده سازی سولفور سدیم و زمان آماده سازی کلکتور) نیز کاهش یافت که این مساله می تواند موجب بالا رفتن ظرفیت مدار شود.

در آسیاهای نوع نیمه خودشکن برعکس نوع خودشکن صرفاً از خود ماده معدنی جهت خردایش استفاده نمی شود و مقداری واسطه خردایش (گلوله) به آنها اضافه می شود. این مقدار بسته به شرایط کاری می تواند بین 5 الی 15 درصد از حجم داخلی آسیا را اشغال کند. از آنجائیکه هزینه های زیادی صرف بهینه کردن گلوله های فلزی و نیز آسترهای داخلی این نوع آسیاها که در اثر ضربه گلوله ها آسیب می بینند، می شود لذا همواره سعی بر آنست که با بهینه کردن اندازه گلوله ها و درصد پرشدگی آنها از اتلاف این نوع هزینه های جانبی جلوگیری کرد. در پروژه پیش رو به بررسی عملکرد آسیای نیمه خودشکن مجتمع مس سونگون و مشکلات موجود در روند خردایش مطلوب آن پرداخته شده است تا ضمن بررسی شرایط عملیاتی آسیا، ارتباط این شرایط با میزان پرشدگی بار خرد کننده و اندازه بار خرد کننده تعیین شود. در راستای نیل به این هدف اقدام به سه مرحله نمونه برداری از مسیرهای مربوط به آسیای نیمه خودشکن در زمانهای مختلف شد. به منظور بررسی رفتار خردایش نمونه ها، آزمایشاهای تکمیلی نظیر دانه بندی جریانهای نمونه برداری شده، اندازه گیری درصد جامد هر یک از نمونه های تهیه شده، تعیین اندیس کار گلوله ای باند، مشخص نمودن مقاومت نمونه ها در برابر خردایش ضربه ای به روش بار افتان و آزمایش اندیس سایش انجام گرفت. ناگفته نماند که داده های ثبت شده در اتاق کنترل نیز همواره در بررسی ها و نتیجه گیری ها مورد توجه قرار گرفته است. توابع شکست و انتخاب بصورت تجربی اندازه گیری شدند تا در نرم افزار modsim مورد استفاده قرار گیرند. بر اساس بررسی های بعمل آمده مشخص شد که با سخت تر شدن خوراک ورودی ظرفیت مدار خردایش کاهش یافته و محصولی با نرمه زیاد تولید می شود که در این مورد ایجاد و تجمع ذرات با ابعاد بحرانی نقش مهمی در رخداد مشکلات بوجود آمده ایفا می کند. نتایج حاصل از شبیه سازی بوضوح نشان داد که در مواجهه با مشکلات ایجاد شده بهتر است بجای تغییر در اندازه گلوله ها و بزرگتر کردن آنها که شکسته شدن آسترها و شبکه ها را در پی دارد، درصد انباشتگی گلوله ها تا حد بیشینه آن (15 %) افزایش یابد و بخصوص در مورد خوراک سخت از ماکزیمم انباشتگی گلوله استفاده شود. از طرفی بکارگیری یک واحد سنگ شکن مخروطی در مسیر بار درگردش با اعمال تغییر در اندازه روزنه های سرند ارتعاشی و اندازه روزنه های شبکه آسیا، توسط نرم افزار شبیه ساز با کاهش 25/22 درصدی تناژ بار درگردش در مواجهه با خوراک سخت و کاهش 74/54 درصدی آن در مواجهه با خوراک نرم همراه بود که این تغییرات نشان دهنده تأثیر بسیار مثبت اینگونه سیستمها در مدار خردایشی آسیاهای خودشکن و نیمه خودشکن با اعمال تغییرات صورت گرفته، می باشد.

در واحد فلوتاسیون سولفوره مجتمع سرب و روی ایرانکوه دو خط برای پرعیارسازی جداگانه سرب و روی پیش بینی شده است. باطله خط سرب پس از آماده سازی وارد خط روی می شود. مدار فلوتاسیون خط روی شامل مراحل رافر، کلینر و اسکاونجر است. در این مدار کنسانتره رافر روی وارد چهار مرحله کلینر می شود. تعداد سلولهای هر یک از بانکهای کلینر روی 4 عدد است. در تمامی مراحل فلوتاسیون از سلولهای مکانیکی شرکت سالا استفاده شده است. با توجه به مزایای سلولهای فلوتاسیون ستونی نسبت به سلولهای مکانیکی و رویکرد جهانی صنایع فرآوری موادمعدنی در جهت جایگزین کردن سیستم فلوتاسیون ستونی به جای سلولهای مکانیکی، در این تحقیق امکان جایگزینی سلولهای مکانیکی مرحله کلینر روی کارخانه باما با سلول ستونی با استفاده از ستون آزمایشگاهی به قطر 10 و ارتفاع 400 سانتیمتر بررسی شده است. به همین منظور 21 آزمایش امکان سنجی با استفاده از روش طراحی آزمایش سطح پاسخ (روش ccd) با در نظرگرفتن چهار عامل ارتفاع کف، دبی خوراک، دبی آب شستشو و دبی هوادهی به عنوان پارامترهای ورودی فرآیند و پارامترهای متالورژیکی (عیار، بازیابی و کارایی جدایش روی) و پارامترهای تحت کنترل (ماندگی گاز، نرخ بایاس، زمان ماند پالپ، دانسیته ناحیه جمع آوری و کف) به عنوان پاسخ، طراحی شد. در تمام آزمایش ها، کنسانتره رافر روی (خوراک ورودی به سلولهای مکانیکی کلینر روی) کارخانه ایرانکوه با 11درصد وزنی جامد پس از تنظیم ph (در حدود 5/8) وارد ستون فلوتاسیون شد. پس از بررسی اثر متغیرهای فرآیند بر پاسخ های به دست آمده، بهینه سازی پارامترهای عملیاتی با هدف بیشینه نمودن کارایی جدایش روی انجام شد. در شرایط بهینه ارتفاع کف، دبی خوراک، دبی آب شستشو و دبی هوادهی به ترتیب برابر با 65 سانتیمتر، 45/3، 65/0 و 3 l/min و کارایی جدایش برابر با 95/43% به دست آمد. نتایج آزمایش در شرایط بهینه نشان داد که عملکرد سلول ستونی در مقایسه با سلولهای مکانیکی کارخانه سبب 62/3% افزایش در عیار و 22/2% افزایش در بازیابی روی شده و کارایی جدایش نیز به مقدار 75/4% افزایش یافته است. همچنین با استفاده از داده های حاصل، یک سلول ستونی به قطر 2 متر و ارتفاع 12 متر که توسط تیغه گذاری به چهار قسمت تقسیم شده برای مرحله کلینر روی کارخانه باما طراحی شد که می تواند جایگزین چهار مرحله سلول های مکانیکی کلینر و ریکلینر موجود شود.

خط سولفورزدایی کنسانتره مگنتیت مستقر در کارخانه بازیابی هماتیت شرکت سنگ آهن گل گهر، شامل خردایش در آسیای گلوله ای مدار بسته با هیدروسیکلون و جدایش در جداکننده های مغناطیسی و فلوتاسیون است. خوراک ورودی به این مدار جدایش، کنسانتره تولیدی کارخانه تغلیظ می باشد که دارای 8/0 تا 1 درصد گوگرد است. این مقدار گوگرد به دلیل ریزدانه بودن خوراک ورودی به فلوتاسیون، به حد مجاز نمی رسد. در این پژوهش ابتدا نسبت به تعیین دانه بندی مناسب برای عملیات فلوتاسیون و سپس به منظور رسیدن به این دانه بندی، به شبیه سازی و بهینه سازی مدار خردایش پرداخته شده است. بررسی کانی شناسی در d80های 63، 75 و 90 میکرون انجام شد. برای تعیین دانه بندی مناسب، مدار کارخانه در آزمایشگاه کوچک سازی و آزمایش های فلوتاسیون بر روی نمونه هایی با d80های ذکر شده انجام شد. بر اساس نتایج حاصله مشخص شد که d80 برابر 90 میکرون می تواند، دانه بندی بهینه برای فلوتاسیون باشد. برای شبیه سازی مدار خردایش از نرم افزار modsim استفاده شد که نیاز به تعیین پارامترهایی از جمله تابع شکست و انتخاب، توزیع زمان ماند، توزیع دانه بندی خوراک آسیا، ضرایب کالیبراسیون و مشخصات هندسی هیدروسیکلون دارد. با انجام آزمایش تعیین ماتریس تابع شکست، مشخص شد که تابع شکست همسان شونده است. زمان ماند متوسط آسیا برابر با 47/9 دقیقه محاسبه شد. تابع انتخاب نیز با استفاده از نرم افزار grindsim محاسبه گردید. برای تعیین ضرایب کالیبراسیون هیدروسیکلون مدار خردایش نیز از صفحه گسترده اکسل استفاده شد. با اعمال پارامترهای به دست آمده، شبیه سازی انجام و با مقایسه دانه بندی به دست آمده از شبیه سازی با دانه بندی عملیاتی، مدل به دست آمده اعتبارسنجی شد. با تغییر قطر ته ریز و درصد جامد خوراک ورودی به هیدروسیکلون که امکان تغییر آنها در شرایط کارخانه وجود داشت، مدار خردایش بهینه سازی شد. نتیجه آن که شرایط مناسب جهت دستیابی به d80 برابر 90 میکرون، کاهش قطر ته ریز سیکلون از 70 به 56 میلیمتر یا افزایش درصد جامد ورودی آن از 45 به 5/56 است.

یکی از روش های جدایش جامد از مایع که در اغلب صنایع از جمله در کارخانجات فرآوری مواد معدنی مورد استفاده قرار می گیرد، استفاده از دستگاه فیلتراسیون است. دستگاه فیلتراسیون شامل سطحی متخلخل است که با ایجاد اختلاف فشار در دو طرف این سطح بخش جامد پالپ ریخته شده بر روی آن ، بر روی سطح باقی مانده و بخش مایع از آن عبور می کند. در تحقیق حاضر، که بر روی کنسانتره تر مگنتیت کارخانه گل گهر و با هدف کاهش میزان رطوبت کیک تا حدود 8% انجام گرفته است برخی از عوامل تاثیر گذار بر روی میزان رطوبت کیک تشکیل شده در دستگاه فیلتراسیون مورد مطالعه قرار گرفته است. از میان عوامل تاثیرگذار (درصد جامد پالپ، اندازه ذرات، اختلاف فشار دو طرف پارچه فیلتر، نوع پارچه فیلتر، کمک فیلتر، ph پالپ و دمای پالپ) بیشترین تاثیر را دو پارامتر فشار اعمال شده و دمای پالپ داشته است. آزمایش ها با استفاده از قیف بوخنر انجام شده و در بهترین شرایط که شامل اعمال خلاء kpa40 با درصد جامد 60%، d80=101/5 میکرون و دمای? 53 است، رطوبت نزدیک به 8% بدست آمد. نتایج بدست آمده از انجام آزمایش ها نشان داد با افزایش اختلاف فشار در دو طرف سطح پارچه فیلتر، میزان رطوبت کیک کاهش می یابد. افزایش اختلاف فشار باعث افزایش مقاومت ویژه کیک، نرخ تشکیل کیک و ضخامت آن می شود. علاوه بر این پارچه هایی که دارای بافت جناغی هستند و نخ تار چند رشته ای و نخ پود تک رشته ای است در مقایسه با پارچه دارای بافت ساده و با نخ تار و پود تک رشته ای دارای عملکرد بهتری در فرآیند فیلتراسیون هستند. کلمات کلیدی: فیلتر، قیف بوخنر، پارچه فیلتر، رطوبت کیک، تراکم پذیری کیک

سرباره¬ی حاصل از ذوب سرب در کوره¬های سنتی، به دلیل عدم رعایت پارامترهای صحیح عملیاتی در حین فرآیند پیرومتالورژی، حاوی مقدار قابل توجهی سرب می¬باشد. در این تحقیق پس از انجام مطالعات شناسایی نمونه و تشخیص وجود 15.38 درصد سرب با فاز سولفیدی در ترکیب شیمیایی سرباره¬ی حاصل از ذوب، امکانسنجی لیچینگ سولفید سرب موجود در سرباره به روش شستشوی نمکی در محلول اشباع nacl و نمک کلرو فریک (fecl3) بررسی شده است. به این منظور با استفاده از نرم افزار طراحی آزمایش نسخه¬ی 8، تعداد 50 آزمایش با استفاده از روش مکعب مرکزی که یکی از روش¬های استاندارد روش سطح پاسخ است، طراحی شد. در این آزمایش¬ها، زمان (30– 60 دقیقه)، دما ( 50-80 درجه ی سانتیگراد)، سرعت همزدن ( 400-800 دور در دقیقه)، غلظت کلرید سدیم (200-300 گرم بر لیتر)، غلظت نمک کلروفریک (50-80 گرم بر لیتر)، نسبت مایع به جامد (10-16 درصد) و دانه¬بندی (106-212 میکرون) به عنوان پارامترهای ورودی و بازیابی سرب در محلول شستشو، به عنوان سطح پاسخ، وارد نرم افزار طراحی آزمایش شدند. بررسی و تحلیل نتایج با هدف بهینه کردن بازیابی سرب در محلول شستشو انجام شد. شرایط بهینه¬ی فرآیند مطابق با خروجی نرم افزار طراحی آزمایش شامل زمان 60 دقیقه، دما 80 درجه¬ی سانتیگراد، سرعت همزدن 800 دور بر دقیقه، غلظت کلرید سدیم 200 گرم بر لیتر، غلظت نمک کلروفریک 80 گرم بر لیتر، نسبت مایع به جامد 16 و دانه¬بندی 106 میکرون تعیین و بازیابی سرب 96.7 درصد پیش¬بینی شد. در آزمایش اعتبار¬سنجی بازیابی سرب 96.26 درصد به دست آمد که صحت نتیجه¬ی مدل را تایید می¬کند. دمای واکنش، نسبت مایع به جامد و غلظت کلرید سدیم به ترتیب به عنوان موثرترین پارامترها بر لیچینگ سرب تعیین شدند. همچنین آزمایش سینتیک لیچینگ گالن به منظور تعیین مدل سینتیکی و عامل کنترل کننده¬ی واکنش انجام شد. بر این اساس، سینتیک لیچینگ گالن شبیه به مدل سینتیکی مرتبه¬ی اول تعیین شد و نرخ سینتیک در دمای 80 درجه¬ی سانتیگراد،0.1262 بر دقیقه به دست آمد. مدل نفوذ از میان خاکستر و واکنش شیمیایی به ترتیب اولویت به عنوان عامل کنترل¬کننده¬ی واکنش در مدل هسته¬ی کوچک شونده تعیین شدند. انرژی فعالسازی برای واکنش شستشوی نمکی گالن با استفاده از مدل آرنیوس و رسم منحنی مربوطه برابر با 6.64 کیلوکالری بر مول یا 27.9 کیلوژول بر مول به دست آمد.

هدف از فرآوری کانه منگنز تولید محصول با مشخصات مورد نیاز در صنایع مصرف کننده است. به دلیل پایین بودن عیار منگنز در اکثر کانسارهای شناسایی شده در ایران و نیاز به محصول با عیارهای بسیار بالا در اغلب صنایع مصرف کننده منگنز، بکارگیری روشهای مختلف پرعیارسازی برای تغلیظ سنگ استخراج شده لازم و ضروری است. با توجه به کاهش ذخایر معدنی پرعیار فلزی، بالا بودن هزینه های معدنکاری و مقرون به صرفه نبودن معدنکاری در معادن با عیار پایین، استفاده از متد هایی که بتوانند فلزات ارزشمند را از منابعی با عیاری کم و یا کانسنگ های سخت که پرعیارسازی آنها دارای پیچیدگی می باشد لازم و مفید خواهد بود. در این مطالعه سعی خواهد شد امکان سنجی پرعیارسازی کانسنگ منگنز معدن جیرفت را به روش های ثقلی شامل میز لرزان، جیگ، میز نرمه و ...، روش های مغناطیسی و در صورت نیاز سایر روش های فراوری مواد معدنی مانند فلوتاسیون و لیچینگ انتخابی بررسی شود و در روش های مورد بررسی پارامترهای موثر مورد ارزیابی و بهینه سازی قرار گیرند.