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Caracterização e concentração do minério de cobre da Mineração Caraíba.
(2020) Barreto, Paula Bernardes; Pereira, Carlos Alberto; Pereira, Carlos Alberto; Alves, Vladmir Kronemberger; Albuquerque, Rodrigo Oscar de
O conjunto de mineralizações economicamente viáveis sulfetadas de cobre da Mineração Caraíba encontra-se sob forma de lentes alongadas associadas aos corpos máficos. As ocorrências de cobre podem apresentar características geológicas variadas. A existência de sulfetos subordinados a uma matriz silicática contendo talco implica em uma complexidade maior na rota de processamento sendo necessário utilizar reagentes específicos a fim de concentrar apenas os minerais úteis por flotação, que é a principal via de concentração de sulfetos de cobre. A flotação de minerais sulfetados está restritamente correlacionada às ações dos chamados coletores sulfidrílicos, nos quais o enxofre possui papel fundamental nos mecanismos de adsorção do coletor, e outra característica está ligada às intensas oxidações que os minerais sulfetados podem sofrer e, portanto, corroborar com o baixo desempenho do processo. Primeiramente, buscou-se caracterizar a amostra do minério de cobre. Em seguida, ensaios de microflotação com a calcopirita foram processados para determinar alguns parâmetros dos testes de flotação como tempo de condicionamento e valores de pHs, além de verificar a seletividade dos coletores. Por último, após os ensaios preliminares de moagem, foram realizados ensaios de flotação em bancada utilizando diferentes tipos, dosagens e combinações de coletores, na presença de depressor e modulação de pH, com o objetivo de obter melhorias no processo de concentração dos sulfetos de cobre existentes no minério de cobre da Província Cuprífera do Vale do Rio Curaçá, Bahia. Os coletores utilizados para hidrofobização dos minerais foram um xantato e um ditiofosfinato. Na etapa de caracterização, além da calcopirita e bornita foram identificados como constituintes da ganga principalmente minerais silicáticos, como anortita, quartzo, enstatita e, além disso, confirmou a presença de talco na amostra. O teor de cobre total no minério foi de 1,78 %. Os resultados dos ensaios de flotação em bancada corroboraram os obtidos na microflotação. Em pH 10, os resultados confirmaram a importância do amil xantato de potássio na flotação do sulfeto de cobre, garantindo recuperação e teor de cobre no concentrado de 55,59 % e 22,88 %, respectivamente, para a dosagem de 25 g/t e adição de CMC. Assim como, a mistura dos coletores diisobutilditiofosfinato de sódio e xantato (1:2), com presença de CMC, alcançou um teor de cobre igual a 22,38 % e recuperação aproximada de 53,59 %. Já em pH 9, o coletor ditiofosfinato, 30 g/t, apresentou melhores resultados, obtendo o teor de cobre igual a 20,60 % e recuperação de 67,70 %, na presença de CMC. Em relação a dosagem dos coletores na flotação, os resultados utilizando a maior dosagem dos reagentes não mostraram uma variação significativa na recuperação e teor de cobre. Quanto a presença da CMC, foi possível relacionar o desempenho da flotação com o uso do depressor, uma vez que foi observado maiores teores de cobre com o emprego deste reagente. Para a concentração de CMC, verificou-se que a dosagem de 400 g/t garantiu melhor teor de cobre no concentrado, entretanto, a dosagem de 700 g/t, apesar de aumentar a recuperação, afetou adversamente o teor de útil no flotado. Os ensaios realizados com o produto do moinho de barras reproduziram maiores teores de cobre no concentrado da flotação. Já os ensaios realizados com o coletor adicionado a polpa do moinho obtiveram maiores recuperações de cobre. Ao comparar os coletores testados, o amil xantato de potássio apresentou melhor índice de seletividade. Todos os ensaios representam etapa única de flotação de desbaste. A análise dos resultados dos ensaios de flotação permitiu verificar que os teores de cobre no concentrado rougher foram maiores que o teor médio obtido pela Caraíba na etapa de desbaste, aproximadamente 12 %.
Efeitos granulodensitários na jigagem.
(2017) Valy, Assamo Esmael Amad; Luz, José Aurélio Medeiros da; Luz, José Aurélio Medeiros da; Albuquerque, Rodrigo Oscar de; Lacerda, Carla Maria Mendes
A separação densitária implica em baixos custos operacionais, com impactos ambientais minimizados. A justificativa para este trabalho foi estudar método densitário de concentração adequado para a concentração de itabirito típico. Assim, se buscou melhorar a jigagem de itabirito, a partir de campanha de ensaios de concentração em um jigue de bancada, sob condições de granulação controlada. Amostras binárias sintéticas (de hematita e quartzo) foram preparadas, simulando diversos minérios. Teores de alimentação de 40 %, 50 % e 60 % de hematita foram estudados. Ensaios em mesa oscilatória e concentrador helicoidal também foram feitos, sendo os seus resultados comparados com os de jigagem. Ao menos nas condições experimentais estudadas, o jigue mostrou melhor desempenho em todos os teores de alimentação estudadas. No que concerne aos ensaios no jigue para as doze classes granulométricas isoladas, os melhores resultados foram obtidos nas classes granulométricas entre 0,42 mm e 0,59 mm, e entre 0,297 mm e 0,42 mm. Para os ensaios de jigagem nas faixas bitoladas – nomeadamente: grossos, médios e finos – os melhores resultados foram observados na faixa dos médios, com um diâmetro médio das partículas de 0,36 mm. Para as classes granulométricas isoladas, com teor de alimentação de 60 % de hematita na classe entre 0,42 mm e 0,59 mm e na frequência de 8,2 Hz, foi possível obter teor do concentrado de 99,09 % de hematita, com índice de seletividade de 14,46, revelando-se a melhor condição ensaiada para esse sistema. O jigue teve um bom desempenho nos ensaios com faixas bitoladas, com teores de alimentação abaixo de 50 % de hematita, ao menos na amplitude e nas frequências de pulsação testadas. Ensaios com o teor de alimentação de 40 % de hematita, na faixa dos médios, resultaram teor de 97,62 % de hematita no concentrado e índice de seletividade de 12,37. Para teor de alimentação com 50 % de hematita na faixa dos médios foi possível obter teor no concentrado de 94,57 % com índice de seletividade de 7,01.
Flotation routes for a phosphate ore bearing silicate-carbonate gangue.
(2012) Albuquerque, Rodrigo Oscar de; Peres, Antônio Eduardo Clark; Aquino, José Aury de; Pereira, Carlos Alberto
This laboratory scale investigation addressed two different process routes for the concentration of a phosphate ore bearing a silicate-carbonate gangue: (i) bulk apatite and calcite flotation followed by calcite flotation in the presence of phosphoric and citric acids; (ii) calcite flotation in the presence of carbon dioxide followed by apatite flotation. The target of selectively separating apatite from the contaminating silicates and carbonates was achieved. Following the flotation experiments, calcite zeta potential determinations were performed aiming at clarifying the mechanisms that rule the adsorption of the soybean bran oil soap onto the mineral surface in the presence of the modifying agents phosphoric acid, citric acid, and carbon dioxide.
Influência de íons Mn2+ na depressão de quartzo e espessartita em gondito de manganês.
(2019) São José, Fábio de; Pereira, Carlos Alberto; Pereira, Carlos Alberto; Henriques, Andréia Bicalho; Peres, Antônio Eduardo Clark; Albuquerque, Rodrigo Oscar de; Lima, Neymayer Pereira
A flotação pode ser usada para a concentração de minérios de manganês de baixo teor, assim como se estabeleceu para os minérios de ferro também de baixo teor, pois se adequa ao processamento de minérios complexos, com gangas silicatadas, considerável proporções de óxidos de ferro e wad, além da granulometria fina para liberação. A literatura reporta estudos sobre o emprego da flotação como técnica para concentração do minério de manganês de baixo teor, mas pouco se exploram os fundamentos do processo, como a influência de espécies iônicas sobre o comportamento da ganga. Assim, o foco desta pesquisa foi analisar o comportamento de quartzo e espessartita quando condicionados na presença e ausência de íons Mn2+ além de depressores e coletores. As elevadas proporções de quartzo (acima dos 50%) e espessartita nos minérios de manganês de baixo teor caracterizam os chamados gonditos e tal fato se impõe como dificuldade para concentração do minério. Estudos de microflotação desta pesquisa apontaram que o pH 10 foi determinante pois, para o quartzo condicionado com silicato de sódio neste pH, obteve-se redução de flotabilidade de 12,97%, enquanto para espessartita tal redução foi de 33,85%. Íons Al3+ e Mn2+ superficiais na espessartita podem atuar como pontos preferenciais de ancoragem de espécies como SiO(OH)3 – e Si4O6(OH)6 2-, que se adsorvem por mecanismos de natureza química. A ordem de adição entre o depressor e Mn2+ mostrou importância, pois o íon adicionado antecipadamente elevou a depressão dos minerais. O coletor amida associado ao silicato de sódio levou aos resultados com menores recuperações para quartzo e espessartita. Por outro lado, o mesmo coletor, com silicato de sódio e na presença de íons Mn2+ foi o que proporcionou a melhor flotabilidade da pirolusita. No entanto, ao considerar apenas a adição de coletores, notou-se que o oleato de sódio se posicionou como o melhor por recuperar 84,44% da pirolusita. Na fase de avaliação de rotas para concentração do gondito, como objetivo secundário, a flotação em bancada com oleato de sódio se assemelhou àquela com amida de ácido graxo. A adição de Mn2+ após o silicato de sódio mostrou melhora com a redução de manganês e simultâneo aumento da sílica no rejeito, indicativo de depressão seletiva do quartzo. De outro modo, quando os íons Mn2+ foram adicionados antes do silicato de sódio, elevou-se manganês e sílica no rejeito, fruto de provável depressão preferencial da espessartita. Oleato de sódio (500 g/t) com Mn2+ (500 g/t) adicionados antecipadamente ao silicato de sódio levaram à melhor recuperação de manganês no concentrado. Já a amida pareceu influenciar menos na flotabilidade da sílica, contribuindo para maior recuperação desse composto no rejeito. A concentração magnética como etapa rougher mostrou ser viável, pois se obteve recuperações de 92,48% (22,84% Mn) e 90,74% (22,25% Mn) para as faixas de - 147 a 38 μm e -38 μm (“lama”), respectivamente para intensidade de campo de 15.500 e 12.000 Gauss.
Modelagem morfocinética da interface de calcinação de calcários brasileiros.
(2020) Silveira, Marcus Alexandre Carvalho Winitskowski da; Luz, José Aurélio Medeiros da; Luz, José Aurélio Medeiros da; Lacerda, Carla Maria Mendes; Faria, Geraldo Lúcio de; Russo, Mário Luís Cabello; Albuquerque, Rodrigo Oscar de
O pleno entendimento do comportamento termodinâmico e cinético na calcinação de partículas de calcário de diferentes tipologias e morfologias, que servem de insumo as mais diversas operações industriais, é ainda uma lacuna de conhecimento científico/tecnológico. Em consequência disso é muito comum ocorrerem efeitos negativos causados por sub e supercalcinação das partículas de calcário no processo de calcinação trazendo prejuízos operacionais. A partir disso, esta tese buscou aperfeiçoar este entendimento cinético do processo de calcinação através de sua modelagem matemática em função da evolução da geometria da frente de reação, a qual é função do formato da partícula. Desta forma, o conhecimento científico gerado poderá contribuir como uma melhora nos projetos de dimensionamento e operação de fornos de calcinação, na minimização dos efeitos de sub e super-calcinação de partículas, e consequentemente promover uma economia dos custos operacionais nos mais diversos setores industriais onde o calcário é aplicado. Primeiramente, amostras de três tipologias de calcário foram preparadas e caracterizadas físico, químico e termoquimicamente. Em seguida foram realizados ensaios exploratórios de calcinação em condições quase isotérmicas e sem controle atmosférico da câmara do reator. Estes ensaios indicaram que a calcinação a temperaturas acima de 1.000 ºC, por um longo período de tempo e sem controle da atmosfera do reator, tende a sinterizar a camada de cal formada. Diferentemente de outros estudos, a estimação dos parâmetros termocinéticos pelos ensaios quase isotérmicos demonstrou ser inadequada para estas amostras de calcário investigadas. Já as curvas termogravimétricas apresentaram ser uma boa alternativa para a obtenção de parâmetros termocinéticos mais confiáveis. Ensaios de calcinação parcial de corpos de prova das amostras de calcário com geometria de paralelepípedo com fluxo de ar natural comprimido indicaram a conveniência de haver um controle da atmosfera do reator para consequente diminuição do tempo necessário para a totalização da calcinação. O modelo morfocinético apresentou 95% de aderência à maioria dos dados experimentais dos ensaios com os paralelepípedos de calcário. A amostra de calcário calcítico é predominantemente compacta, necessitou de um maior tempo de calcinação total em relação a amostra dolomítica. Através da descrição da cinética da evolução da frente interfacial de calcinação por curvas de Lamé, o modelo morfocinético contribui com informações características do material e condições operacionais para um dimensionamento mais assertivo do processo de calcinação.
Pilot scale direct flotation of a phosphate ore with silicate-carbonate gangue.
(2012) Albuquerque, Rodrigo Oscar de; Peres, Antônio Eduardo Clark; Aquino, José Aury de; Praes, Plínio Eduardo; Pereira, Carlos Alberto
The present pilot scale study addresses the direct flotation route for the concentration of a phosphate ore bearing a silicate-carbonate gangue. The target was to selectively separate apatite from a phosphate ore bearing silicate/carbonate gangue using flotation columns. Based on the results of a previous laboratory scale investigation, a reagents scheme was selected and tested, using, under alkaline conditions, corn starch and a natural collector extracted from the distillation of coconut oil. An open rougher-cleaner circuit yielded a final concentrate reaching 30.5% P2O5 grade, at 80.8% recovery level.
Recuperação de prata, chumbo e zinco de um resíduo hidrometalúrgico de zinco.
(2017) Lopes, Marina de Menezes; Pereira, Carlos Alberto; Pereira, Carlos Alberto; Henriques, Andréia Bicalho; Albuquerque, Rodrigo Oscar de
As técnicas de beneficiamento mineral e de metalurgia que visam à produção de concentrados e produtos metálicos geram resíduos que comumente, são dispostos em barragens. Além do elevado risco sócio ambiental a que essas bacias estão sujeitas, há do ponto de vista econômico potencial para recuperação dos elementos de interesse aí contidos e, perdidos pelas ineficiências dos processos. Nesse contexto muitas companhias têm adotado as clássicas técnicas de tratamento de minérios, como por exemplo aplicação da flotação para a recuperação dos seus rejeitos. Embora seja de grande potencial para fins econômicos, o uso das mesmas ainda é pouco aplicado aos resíduos mínero metalúrgicos. Tal fato motivou esta pesquisa que teve por objetivo avaliar a recuperação da prata, chumbo e zinco presentes no resíduo hidrometalúrgico de zinco, disposto no Depósitos de Rejeitos de Murici (DRM), da Votorantim Metais em Três Marias. Sabe-se que esse tipo material é complexo devido às transformações físico-químicas ao qual foi submetido e, portanto, há pouca pesquisa desenvolvida nessa área. Para tanto, foi realizada a granuloquímica e caracterização mineralógica do rejeito para conhecimento do tamanho, associações e minerais portadores dos elementos Ag, Pb e Zn. De posse disso, foram conduzidos ensaios de flotação de bancada buscando-se as melhores condições para obtenção de um concentrado de qualidade, e em seguida, ensaios piloto para confirmação da rota e otimização dos reagentes. Os resultados da caracterização demonstram que mais de 80% da Ag é menor que 0,038 mm e que os principais minerais portadores estão finamente disseminados, associados na maioria das vezes a complexas matrizes de FeCaZnSiAlMgO. Já os resultados de flotação indicaram ser possível a recuperação dos metais, com a produção de concentrado com teor de 2056 ppm de Ag e recuperação metálica de 43,4%, através de uma rota de processamento que incluiu etapas de “escrubagem”, flotação rougher em célula convencional, flotação cleaner em coluna, introdução de ativadores, dispersante, coletores e espumante em dosagem otimizada. Apesar do resultado promissor a recuperação mássica foi muito baixa, 0,90% e por isso, a continuação do trabalho é fundamental para garantir sua viabilidade técnica e econômica.