چکیده کارخانه زغالشویی پروده طبس در سال 1387 به منظور تولید 750 هزار تن در سال زغال سنگ تمیز حاوی خاکستر %11 راه اندازی شد. ظرفیت خوراک این کارخانه 5/1 میلیون تن در سال با درصد خاکستر حدود %44 بوده است. هدف از انجام این تحقیق، ارزیابی و بهینه سازی پارامترهای موثر بر عملکرد سلول های فلوتاسیون ستونی کارخانه زغال شویی پروده طبس بود. برای رسیدن به این هدف، مطالعات این تحقیق در 4 بخش برنامه ریزی گردید. در بخش اول، با تهیه نمونه های معرف از جریان های مختلف اطراف سلول های فلوتاسیون، عملکرد ستون ها مورد ارزیابی قرار گرفت. در بخش دوم، بهینه سازی پارامترهای عملیاتی سلول های ستونی، شامل دبی هوای اسپارجرها، عمق ناحیه کف، دبی جریان آب شستشو، غلظت کلکتور و کف ساز، و دبی حجمی جریان خوراک در دستور کار قرار گرفت و میزان تأثیر هر کدام از پارامترهای مذکور تحلیل شد. در بخش سوم به منظور بررسی حداکثر راندمان قابل دستیابی برای شرایط حاضر در فرآیند فلوتاسیون، آزمایش های شستشوپذیری (آنالیز رهایی معکوس و آنالیز درختی) در مقیاس آزمایشگاهی بر روی نمونه های معرف حاصل از دو نوع خوراک کارخانه انجام شد. در بخش پایانی به منظور مقایسه میزان تأثیرات ابعاد ذرات، درصد جامد، غلظت کلکتور و کف ساز برای شرایط حاضر در ستون های فلوتاسیون، طرح آماری شامل 24 آزمایش سینتیکی فاکتوریل کامل تهیه و در مقیاس آزمایشگاهی انجام شد و پس از تحلیل نتایج با استفاده از نرم افزارهای design expert 8 و minitab 16، میزان تأثیر 4 فاکتور مذکور بر روی ثابت سینتیک شناورسازی مواد قابل احتراق و دیگر پاسخ های فرآیند فلوتاسیون مورد بررسی قرار گرفت. بر اساس بخشی از نتایج این مطالعات، راندمان فعلی مدار فلوتاسیون کارخانه زغال شویی پروده، در مورد خوراک معادن یک و مرکزی، %23 با خاکستر کنسانتره %1/8 و در مورد خوراک نگین و معدنجو، %33 با خاکستر کنسانتره %6/9 بدست آمد که در مقایسه با راندمان پیش بینی شده در طراحی (%54) بسیار کمتر هستند. دبی جریان هوا به عنوان فاکتور با بیشترین تأثیر بر راندمان زغال سنگ تمییز ستون های b و c شناخته شد. در مطالعات بهینه سازی پارامترهای عملیاتی ستون ها، راندمان ستون ها به میزان حدود %14 افزایش یافت . در طراحی آماری آزمایش های سینتیک فلوتاسیون، ابعاد ذرات خوراک به عنوان موثرترین عامل بر روی ثابت سینتیک مواد قابل احتراق شناخته شد و به ترتیب پارامترهای درصد جامد، غلظت کف ساز و غلظت کلکتور در مرتبه های بعدی تأثیرگذاری قرار گرفتند. واژه?های کلیدی: فلوتاسیون ستونی، زغال سنگ پروده، ارزیابی عملکرد، بهینه سازی، شستشوپذیری، طراحی آماری آزمایش ها، سینتیک

فرآیندهای متداول بازیابی مس از کانه های اکسیدی شامل لیچینگ توده ای و استخراج با حلال آلی (sx) می باشند. هدف اصلی این تحقیق مطالعه پارامترهای عملیاتی فرآیند استخراج مس با حلال آلی از محلول حاصل از لیچینگ کانسنگ اکسیدی معدن مس دره زرشک بوده است. طراحی مدار استخراج با حلال آلی در مورد هر معدن مس جدید مستلزم انجام آزمایش های پایه و تعیین مقادیر بهینه پارامترها در این فرآیند می باشد. لذا در این تحقیق پس از مروری بر تحقیقات قبلی انجام شده در زمینه لیچینگ ستونی و استخراج مس با حلال آلی، ابتدا نمونه دریافتی از معدن آماده سازی و شناسایی گردید. سپس آزمایشهای بطری غلتان با هدف بررسی رفتار نمونه و تعیین بازیابی مس و مصرف اسید انجام شد. به منظور دستیابی به محلول باردار مورد نیاز آزمایش های استخراج با حلال، یک ستون لیچینگ به ارتفاع 2/2 متر و قطر 25 سانتیمتر به همراه واحدهای جنبی در آزمایشگاه هیدرومتالورژی طراحی و ساخته شد و آزمایش لیچینگ ستونی بر روی نمونه مذکور (با ابعاد کوچکتر از 2 اینچ) به مدت 75 روز انجام شد. در ادامه ضمن تعیین تعداد مراحل استخراج مورد نیاز در فرآیند استخراج حلالی (با استفاده از دیاگرام مک کیب)، تاثیر پارامترهای عملیاتی شامل نوع رقیق کننده، ph، غلظت استخراج کننده، نسبت فاز آلی به آبی و غلظت اولیه محلول باردار در آزمایشهای استخراج حلالی مورد بررسی قرار گرفت. در مطالعات استخراج با حلال از ماده شیمیایی cp-150 به عنوان استخراج کننده و از رقیق کننده های مورد استفاده در مجتمع مس سرچشمه (حاوی مقدار آروماتیک1/14%) و m103 (حاوی مقدار آروماتیک 2/1%) استفاده گردید و بخشی از آزمایشها بر اساس طرح آماری فاکتوریل کامل انجام شد. عیار مس در نمونه کانسنگ دریافتی معدن دره زرشک حدود 4/0% بود. در آزمایش های بطری غلطان پس از زمان 56 ساعت میانگین بازیابی مس و آهن به ترتیب 75% و15% و میزان مصرف اسید 8/52 کیلوگرم بر تن تعیین شد. در آزمایش لیچینگ ستونی بازیابی مس و آهن پس از 75 روز به ترتیب به ارقام 5/78% و 1/13% رسید و میزان کل اسید مصرفی در ستون معادل 23/34 کیلوگرم بر تن اندازه گیری شد. نتایج آزمایش های استخراج حلالی در شرایط ناپیوسته نشان داد که در حالت استفاده از رقیق کننده m103 با درصد آروماتیک کمتر، درصد استخراج مس بالاتر، سینتیک استخراج سریع تر و تولید یون هیدروژن در اثر فرآیند استخراج کمتر است. همچنین نتایج طراحی آماری آزمایشهای استخراج با حلال نشان داد که عوامل مهم در استخراج مس با حلال آلی از محلول مورد نظر، ph و نسبت فاز است و در محدوده مورد بررسی رقیق کننده تاثیر کمتری بر روی درصد استخراج مس دارد. در شرایط بهینه و تحت شرایط2=ph، نسبت یکسان فازهای آلی و آبی و در طی دو مرحله استخراج با استفاده رقیق کننده m103 بازیابی و ضریب توزیع مس به ترتیب در حدود 8/96% و38/28 به دست آمد.

آسیاهای گلوله ای به طور گسترده ای در آسیا کردن مواد معدنی مورد استفاده قرار می گیرند. آسیاکنی با این نوع آسیا بسیار هزینه بر است، بنابراین بهینه سازی این آسیا ها ضروری است. شبیه سازی می تواند به عنوان یک ابزار مناسب در مطالعه عملکرد مدارهای آسیاکنی به منظور ارزیابی طرح های مختلف و شناسایی شرایط بهینه عملیاتی مورد استفاده قرار گیرد. مدار فرآوری سه چاهون از آسیای گلوله ای برای خردکردن کنسانتره جداکننده های مغناطیسی اولیه تا ابعاد کوچکتر از 80 میکرون استفاده می کند. به علت تغییرات بار ورودی، آسیای فوق الذکر قادر به تامین ابعاد محصول مورد نیاز نبوده است. در تحقیق حاضر عملکرد این مدار مطالعه شده است. در این بررسی ضمن مرور داده های کارخانه، با انجام تغییر پارامتر های عملیاتی در مدار، عملکرد آسیای گلوله ای و هیدروسیکلون بررسی شده است. مشاهده گردید که با افزایش خوراک بار ورودی تا 300 تن بر ساعت، ابعاد سرریز هیدروسیکلون کاهش پیدا کرده است. همین روند برای کاهش درصد جامد خوراک ورودی به هیدروسیکلون نیزمشاهده شد. ازآنجا که تغییر بعضی از پارامترها در مقیاس صنعتی امکان پذیر نبود، از روش شبیه سازی برای پیش بینی تاثیر این پارامتر ها بر عملکرد مدار آسیا استفاده شد. به این منظور از جریان های مختلف مدار نمونه گیری و آزمایش های خردایش در مقیاس آزمایشگاهی انجام شد. سپس با استفاده از نرم افزار jksimmet مدار آسیای گلوله ای شبیه سازی شد. نتایج شبیه سازی همخوانی خوبی برای توزیع دانه بندی و درصد جامد جریان های مختلف نشان داد. نتایج این شبیه سازی نشان داد که با انجام تغییراتی در پارامترهای مدار، امکان بهبود کارآیی آن وجود دارد. مثلا با قرار دادن هیدروسیکلون در ابتدای مدار نسبت خردایش آسیا از 8/1 به 44/3 افزایش می یابد و محصول نهایی مدار (سرریز سیکلون) به 91 میکرون کاهش می یابد. همچنین دبی ورودی به آسیا از 370 تن بر ساعت به 5/225 تن بر ساعت تغییر می کند. یعنی با تغییر در مدار امکان افزایش ظرفیت آسیا وجود دارد.

در کارخانه زغال شویی پروده طبس با ظرفیت خوراک 300 تن در ساعت، مواد در محدوده ابعادی 5/0+50- میلی متر در سه جداکننده تری فلو (یک دستگاه با قطر mm 700 و دو دستگاه با قطر mm 500) شستشو می شوند. کارخانه دارای دو نوع خوراک متفاوت است که از معادن مکانیزه و سنتی تأمین می شوند. در این تحقیق با هدف شناسایی تأثیر پارامترها و بهینه-سازی عملیات، ابتدا عملکرد تری فلو ها تحت شرایط موجود و با نمونه های مختلف خوراک بررسی شد و پس از انجام آزمایش های شستشوپذیری بر نمونه های معرف، رفتار تری فلو بر اساس ویژگی های خوراک تفسیر گردید. در تجزیه و تحلیل نتایج تری فلوها از شاخص های مختلفی شامل کارایی جدایش، خطای احتمال، ضریب نقص، اندیس مواد با چگالی نزدیک به چگالی جدایش (ngmi)، اندیس شستشوپذیری گویندراجان (gwi) و قرارگیری اشتباه استفاده شد. در ادامه تأثیر دو پارامتر چگالی جدایش و فشار واسطه ورودی در مراحل رافر و کلینر هر یک از تری فلو ها با طراحی آماری آزمایش های صنعتی بررسی گردید و شرایط بهینه تعیین شد. در بخش پایانی تحقیق آزمایش های خواص سنجی مگنتیت مصرفی انجام شد و عملکرد مدار جداکننده مغناطیسی و هیدروسیکلون بررسی و تحلیل گردید. با توجه به مقادیر شاخص شستشوپذیری بدست آمده، نمونه معادن مکانیزه قابلیت شستشوپذیری پایین تری نسبت به نمونه معادن سنتی دارد. در انطباق ویژگی های زغال با نتایج تری فلو مشخص شد که این نوع جداکننده حساسیت چندانی به مقدار مواد دارای چگالی نزدیک به چگالی جدایش (ngm) ندارد. مقادیر خطای احتمال تری فلوهای 700، 500 جنوبی و 500 شمالی در شرایط فعلی با نمونه خوراک معادن مکانیزه به ترتیب 065/0 ، 04/0، 03/0 به دست آمد که در مقایسه با ارقام طراحی اولیه عملکرد تری فلو 700 پایین تر از حد انتظار و عملکرد تری فلو 500 بهتر از شرایط مورد انتظار می باشد. میانگین راندمان تری فلو 500 جنوبی حدود 8% بالاتر از 500 شمالی به دست آمد که این عملکرد متفاوت دو تری فلو علی رغم استفاده از پارامترهای عملیاتی یکسان بر اساس نتایج طراحی آماری آزمایش ها تفسیر گردید. در تری فلو 700، چگالی واسطه و فشار واسطه مرحله رافر بیشترین تأثیر را بر خاکستر و راندمان داشته است. همچنین مدل های آماری مناسبی برای پیش بینی راندمان و درصد خاکستر تری فلوها توسعه یافت و اعتبار این مدل ها بر اساس نتایج آزمایش های اعتبارسنجی تائید گردید. با اعمال تغییرات در چگالی و فشار ورودی واسطه جداکننده تری فلو mm 700 بر اساس نتایج بهینه پیشنهاد شده توسط مدل آماری، راندمان آن با حفظ کیفیت محصول حداقل 5/4% می توان افزایش داد. خلوص نمونه مگنتیت مصرفی 89% تعیین شد که در مقایسه با نمونه استاندارد (با خلوص حداقل 95%)، از کیفیت پایین تر و دانه بندی درشت تری برخوردار بود و برخی از مشکلات تنظیم شرایط عملیاتی کارخانه با این موضوع ارتباط دارد.

معدن چاه گز در فاصله 65 کیلومتری شمال شرقی شهرستان بافق، با ذخیره ای بالغ بر 83 میلیون تن، در حال بهره برداری می باشد. همزمان با شروع عملیات استخراج، مطالعات جهت تکمیل مطالعات فرآوری این معدن نیز شروع شده است. به این منظور، ابتدا نمونه هایی از دپوهای مختلف معدن تهیه شد. مطالعات کانی شناسی و آزمایش های xrf و xrd بر روی نمونه معرف دپوی کم عیار، نشان داد که کانی های آهن دار شامل مگنتیت و هماتیت و درجه آزادی کانی های آهن دار 140 میکرون است. برای تعیین قابلیت خردایش کانه و رسیدن به درجه آزادی مورد نظر، آزمایش های خردایش نظیر اندیس کار باند، آزمایش spi و آزمایش های مکانیک سنگ بر روی نمونه های فوق انجام شد. اندیس کار گلوله ای باند kwh/t 11.52 و مقاومت فشاری تک محوری حدود 78 مگاپاسکال به دست آمد که کانسنگ سنگ آهن چاه گز در گروه سنگ های متوسط قرار دارد. اندیس توان آسیای نیمه خودشکن (spi) برای آسیا کردن کانسنگ چاه گز حدود kwh/t16.48 به دست آمد. آزمایش های مغناطیسی با استفاده از لوله دیویس و جداکننده استوانه ای بر روی فراکسیون های مختلف نمونه چاه گز انجام شد. نتایج این آزمایش ها نشان داد که با انتخاب شدت میدان مغناطیسی 1300 گوس، عیار سنگ آهن معدن چاه گز با دو مرحله پرعیار سازی به 66.32 درصد می رسد. همچنین ترکیب آزمایش های ثقلی و مغناطیسی نیز انجام شد. در نهایت با استفاده از نتایج آزمایش های فوق، مدار خردایش شامل سنگ شکن فکی، آسیای نیمه خودشکن و آسیای گلوله ای طراحی شد. برای مدار جدایش مغناطیسی، نیز جداکننده های مغناطیسی استوانه ای شدت پایین پیش بینی شد.

چکیده آسیاهای خودشکن نسبت به کیفیت بار ورودی بسیار حساس هستند. به منظور بررسی عملکرد آسیاهای خودشکن و یا طراحی آسیاهای جدید، آزمایش های خردایش بر روی نمونه سنگ انجام می شود. در این تحقیق قابلیت کانسنگ آهن سه چاهون به منظور خردایش در مدار فعلی بررسی شده است. به این منظور آزمایش های خردایش بر روی نمونه کانسنگ سه چاهون انجام گردید و شبیه سازی مدار انجام شد. آزمایش های قابلیت خودشکنی از قبیل اندیس کار استانداردآسیای گلوله ای، آزمون وزنه-افتان jkmrc، آزمون شکست ضربه ای و آزمایش شاخص توان آسیای نیمه خودشکنی (spi) بر روی نمونه سه چاهون انجام شد، که به ترتیب مقادیر اندیس کار باندkwh/t 12.8، t/kwh54.61=a و 1.66=b آزمون وزنه افتان، 0.78=ta ، (دقیقه) 52 =tspi و توابع شکست و انتخاب از آزمون شکست ضربه ای تعیین شدند. با توجه به نتایج حاصل از آزمایش های فوق و جدول طبقه بندی توصیفی سنگ ها، کانسنگ سه چاهون در رده سنگ های با قابلیت خودشکنی کم و با مقاومت سایشی نرم قرار دارد. پس از تعیین پارامترهای مورد نیاز، مدار آسیای خودشکن سه چاهون با بار فعلی (مخلوط سه چاهون و چغارت) توسط نرم افزار jksimmetشبیه سازی شد که نتایج شبیه سازی دلالت بر صحت شبیه سازی انجام شده داشت. پس از حصول اطمینان از صحت شبیه سازی، پیش بینی خردایش سنگ آهن سه چاهون با مدار فعلی به وسیله شبیه سازی بررسی شد. مشاهده گردید، بدون تغییر پارامترها، محصول شبیه سازی شده آسیای خودشکن ریزتر از محصول فعلی است. همچنین ابعاد و مقدار بار در گردش آن نیز افزایش یافت. به نظر می رسد با تغییر پارامترهای عملیاتی امکان بهبود قابلیت خردایش این نوع کانسنگ با آسیای فعلی وجود داشته باشد. با توجه به نتایج فوق می توان گفت که بدون تغییر پارامترهای عملیاتی (به جزء اضافه کردن گلوله) آسیا کردن کانسنگ سه چاهون با مدار آسیای فعلی در ظرفیت مورد نظر امکان پذیر نیست.

با توجه به افزایش روز افزون تقاضا برای فلز روی و کم عیار شدن کانه¬های آن، امکان سنجی استحصال این فلز از باطله های معادن و کارخانه¬ها با استفاده از فرآیندهای جدید نظیر بیولیچینگ ضروری می¬باشد. از طرف دیگر باطله¬های سولفیدی حاوی پیریت به دلیل پتانسیل اسیدزایی به عنوان یکی از آلاینده¬های مهم محیط زیست محسوب می¬شوند. در این تحقیق امکان سنجی بیولیچینگ روی از باطله ی کارخانه ی فلوتاسیون سرب و روی کوشک در مقیاس آزمایشگاهی بررسی شد. در عین حال برای مقایسه بهتر تعدادی از آزمایش ها نیز بر روی نمونه خوراک کارخانه مذکور انجام شد. بدین منظور از سه باکتری مزوفیل acidithiobacillus ferrooxidans (af)، leptospirillum ferrooxidans(lf) وacidithiobacillus thiooxidans (at) و مخلوط آن ها استفاده شد. از بین پارامترهای عملیاتی فرآیند بیولیچینگ، تاثیر مواد شیمیایی فلوتاسیون سرب و روی، سازگاری باکتری ها، میزان پیریت و شیل در آزمایش های بیولیچینگ مورد بررسی قرار گرفت. در بخش اول آزمایش ها تاثیر مجموع مواد شیمیایی مصرفی در کارخانه فلوتاسیون سرب و روی کوشک و نیز تاثیر کلکتورهای پتاسیم آمیل گزنتات و پتاسیم اتیل گزنتات بر بیولیچینگ اسفالریت موجود در نمونه خوراک کارخانه بررسی شد و اثر آن ها بر عملکرد باکتری ها و انحلال روی تحلیل شد. بر اساس نتایج بدست آمده از این آزمایش ها، مواد شیمیایی مورد استفاده سبب بهبود فرآیند بیولیچینگ روی شد و بیش ترین تاثیر مثبت این مواد در آزمایش های بیولیچینگ با گونه ی مخلوط باکتری ها مشاهده شد. درصد استخراج روی پس از 30 روز با گونه مخلوط باکتری ها در حضور مواد شیمیایی 97% و در عدم حضور مواد شیمیایی74% به دست آمد. برای بررسی تاثیر سازگار کردن باکتری ها، آزمایش های بیولیچینگ بر روی نمونه باطله انجام شد. نتایج این بخش از آزمایش ها نشان داد که در حضور گونه ی سازگار شده، سینتیک انحلال روی افزایش می¬یابد؛ به عنوان مثال، با استفاده از گونه مخلوط باکتری های سازگار شده پس از 4 روز 98% روی استخراج شد در حالی که برای دستیابی به همین درصد استخراج با گونه مخلوط سازگار نشده به 8 روز زمان نیاز بود. برای بررسی تاثیر میزان پیریت، بیولیچینگ روی از محدوده ابعادی 53+75- میکرون نمونه باطله و خوراک توسط باکتری af مقایسه شد. در این بررسی، مقدار ثابت سینتیک بیولیچینگ روی از نمونه¬ باطله بیش از دو برابر نمونه خوراک بود. تاثیر مثبت پیریت همچنین از طریق افزایش پلکانی کنسانتره پیریت به کنسانتره اسفالریت در آزمایش های بیولیچینگ نیز بررسی و تائید شد؛ به عنوان مثال، در بیولیچینگ اسفالریت با باکتری af بازیابی روی پس از 168 ساعت در عدم حضور پیریت 26% بود در حالی که با افزودن 4 گرم پیریت بازیابی به 40% افزایش یافت. در این ارتباط افزایش ثابت سرعت بیولیچینگ روی از باطله به میزان 17 برابر بیش تر از بیولیچینگ روی از کنسانتره مشاهده گردید. استفاده از شیل به همراه باطله در فرآیند بیولیچینگ بر بازیابی نهایی روی توسط هر سه باکتری و بر سینتیک انحلال تاثیر منفی نشان داد.

کانه های آهن حاوی مس چندان متداول نیستند و لذا فرآوری این نوع کانه ها در مقایسه با سایر کانه های آهن مستلزم منظور کردن ملاحظات بیشتری است. تحقیق حاضر با هدف امکان سنجی فرآوری نمونه سنگ آهن حاوی مس معدن آسمالون و توسعه فلوشیت آزمایشگاهی به منظور تولید کنسانتره سنگ آهن با عیار بیش از 61% و نیز کنسانتره مس با عیار بیش از 25% و بازیابی قابل قبول انجام شده است. به همین منظور مطالعات شناسایی نمونه شامل آنالیز xrf و آنالیز شیمیایی و نیز مطالعات کانی شناسی شامل xrd و کانی شناسی نوری بر روی نمونه دریافتی از معدن مذکور انجام شد. نتایج این بخش از مطالعات نشان داد که عیار آهن نمونه حدود 53% و عیار مس آن 35/0% است. بر اساس مطالعات کانی شناسی نوری، مگنتیت کانی اصلی آهن در نمونه و کالکوپیریت کانی اصلی مس موجود در نمونه بود. در مطالعات کانی شناسی نوری بر روی مقاطع صیقلی، ابعاد درجه آزادی کانی های آهن و کانی های مس به ترتیب 500- و 75- میکرون تعیین گردید. در تحقیق حاضر، آزمایشهای پرعیارسازی در دو مرحله انجام شد. در مرحله اول به منظور تکمیل مطالعات شناسایی نمونه و نیز تعیین پارامترهای مهم جدایش مغناطیسی، آزمایشهای لوله دیویس برنامه ریزی و اجرا گردید. سپس آزمایشهای جدایش مغناطیسی شدت کم تر به منظور جدایش مگنتیت و همزمان بازیابی مس در باطله این فرآیند انجام گردید. آزمایش های لوله دیویس در شدت میدانهای 900، 1200، 1500، 2000 و 4000 گوس انجام شد. همچنین تاثیر محدوده های ابعادی 212+500- و150+212- و75+150- و 75- میکرون در این آزمایشها بررسی شد. بر اساس نتایج آزمایشهای جدایش مغناطیسی شدت کم که در دو محدوده ابعادی 500- و 75- میکرون انجام شد مشخص شد که پس از خردایش نمونه تا ابعاد 500- میکرون و دو مرحله جدایش مغناطیسی شدت کم کنسانتره سنگ آهن با عیار 62% و بازیابی 93% قابل دستیابی است. پس از خردایش این محصول تا ابعاد 150- میکرون و انجام جدایش مغناطیسی کلینر، عیار آهن کنسانتره به 3/65% رسید و بازیابی کلی آهن در این محصول حدود 91% بود. در عین حال در حالتیکه کل ماده معدنی از ابتدا تا ابعاد 75- میکرون خرد شده بود با یک مرحله جدایش مغناطیسی کنسانتره سنگ آهن با عیار 65% و بازیابی 91% به دست آمد. در مرحله دوم آزمایشهای فلوتاسیون بر روی نمونه دریافتی از معدن و نیز باطله فرآیند جدایش مغناطیسی (پس از خردایش تا ابعاد 75- میکرون) انجام گردید. در آزمایشهای رافر فلوتاسیون تاثیر نوع کلکتور، غلظت کلکتور و نوع کف ساز بررسی شد. بدین منظور تاثیر استفاده از کلکتورهای سدیم ایزوپروپیل گزنتات، پتاسیم آمیل گزنتات، پتاسیم اتیل گزنتات و کلکتور دی تیوفسفاتی (c7240) مورد بررسی و مقایسه قرار گرفت. همچنین تاثیر دو نوع کف ساز متیل ایزوبوتیل کربینول و پلی گلیکول اتر مقایسه شد. در مرحله رافر فلوتاسیون با استفاده از کلکتور دی تیوفسفاتی به میزان 50 گرم بر تن، استفاده از کف ساز mibc، ph پالپ 5/11 و درصد جامد 25% عیار مس از 15/1% به 34/4% با بازیابی 3/77% رسید. با انجام فلوتاسیون در پنج مرحله کلینر کنسانتره مس با عیار 29% و بازیابی کلی 56% درصد به دست آمد. در پایان فلوشیت آزمایشگاهی جهت تولید کنسانتره سنگ آهن و مس از نمونه تحت مطالعه ارائه شد.