PPGEM - Mestrado (Dissertações)
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Item Electroconductímetro con Arduino para monitoreo en celda de flotación.(2023) Guerrero Vargas, Jorge Carlos; Luz, José Aurélio Medeiros da; Rêgo Segundo, Alan Kardek; Luz, José Aurélio Medeiros da; Milhomem, Felipe de Orquiza; Silveira, Marcus Alexandre de Carvalho Winitskowski daA retenção dinâmica da fase gasosa na suspensão, conhecida como (hold-up), é um parâmetro importante nos sistemas de flotação, já que é influenciada pelo fluxo volumétrico do gás inserido e pelo diâmetro das bolhas, refletindo a área interfacial disponível para a aderência de partículas hidrofóbicas. Portanto, neste estudo, desenvolveu-se um eletrocondutivímetro operando a 1,0 kHz, com o propósito de atenuar os efeitos da eletrólise no eletrodo. O desenho do eletrodo anular permitiu maior mobilidade do fluido e das partículas suspensas. O circuito eletrônico desenvolvido é compatível com o Arduino Uno, já que o Arduino é um microcontrolador com uma plataforma de arquitetura aberta que permite medições em tempo real e através da calibração com soluções padrão de KCl, a 25 °C foi obtido um intervalo de medição de 0,002 S/m a 1,000 S/m. Os testes de condutividade elétrica envolveram uma dispersão de sólidos binários em diferentes porcentagens (0%, 15%, 28%, 45%, 60%, 75% e 100%). Foram utilizados dois tipos de esferas de vidro, denominados sólidos finos (diâmetro 1,747 x 10-5 m) e sólidos grossos (diâmetro 1,08 x 10-3 m), da mesma forma, foram realizados testes com esferas suspensas em farinha de mandioca em três concentrações volumétricas controladas (0%, 12% e 24%). Estes experimentos buscaram simular bolhas de ar dispersas aleatoriamente em um meio contínuo, (como uma suspensão aquosa de minerais finos em uma célula de flotação). Subsequentemente, foram realizados ensaios com uma célula Denver em escala laboratorial para investigar a interface gás-líquido, utilizando óleo de pinho (principalmente constituído por alfa-terpineol) como agente espumante, com uma dosagem de 0,1%. O propósito de todos esses experimentos foi avaliar a aplicabilidade, (ou eventualmente, aprimorar a precisão) da equação clássica de Maxwell, que correlaciona a eletrocondutividade de um sistema composto por esferas dispersas (inclusões) com propriedades elétricas discrepantes da fase contínua.Item Reagentes alternativos ao sulfeto de sódio na flotação do minério de chumbo e zinco.(2020) Stopa, Isabela dos Santos; Pereira, Carlos Alberto; Nogueira, Francielle Câmara; Pereira, Carlos Alberto; São José, Fábio de; Souza, Adelson Dias deO sulfeto de sódio é um reagente que pertence ao grupo dos ativadores e é comumente utilizado na flotação do minério silicatado de chumbo e zinco com função de melhorar a seletividade do principal coletor: amina. Essa interação ativador/coletor é de suma importância para o sucesso da concentração. Atualmente, o sulfeto de sódio é produzido e comercializado, principalmente, pela China, condição que o torna um produto caro e de difícil acesso. A exigência de maior conhecimento de reagentes alternativos ao sulfeto de sódio impulsionou a realização deste trabalho que se trata da caracterização e flotação do minério de zinco willemítico proveniente da mineradora Nexa Resources (Vazante – MG). A flotação foi realizada em cinco etapas rougher, sendo a primeira delas a rougher Pb1, que gerou um concentrado de chumbo. O rejeito dessa etapa foi novamente flotado em mais quatro etapas (rougher Zn1, Zn2, Zn3 e Zn4), gerando concentrados de zinco e um rejeito final. Para tal, foram utilizados reagentes alternativos cedidos pela empresa Pietschemicals, de forma a comparar com os reagentes usualmente utilizados nesse tipo de flotação (denominados reagentes padrão). Os reagentes alternativos ativadores foram: o sulfidrato associado ao hidróxido de sódio e oito reagentes Pietschemicals ativadores, a saber, sulfidrato modificado, HS75, LQ7501, LQ7502, LQ7503, TGS-40, DCT- X e TADT-C. Foi testada também a combinação desses reagentes com a emulsão de amina e diesel e três aminas modificadas Pietschemicals (Flotasil 42L2, Flotasil 42L3, Flotasil 42LL02), com intuito de aumentar a adesão partícula-bolha e, consequentemente, os valores de recuperação metalúrgica e teor. Por meio das massas e teores obtidos em cada etapa do processo, foi analisada e comparada a recuperação metalúrgica de chumbo e zinco de cada flotação e, também, o teor de chumbo na etapa rouhgher de flotação de chumbo e o teor ponderado do concentrado final de zinco. Para o zinco, os reagentes HS75 (90,3%), sulfidrato associado ao hidróxido de sódio (91,9%), LQ7501 (90,5%), LQ7502 (90,6%) e LQ7503 (90,7%) foram eficazes na ativação do minério silicatado de zinco, resultando em recuperações próximas ao padrão (91,4%), destacando-se o reagente LQ7503, que apresentou teor ponderado de zinco 40% maior que o padrão. O uso da amina emulsificada com óleo diesel não resultou em melhoras significativas comparando com o uso da amina pura para o sulfeto de sódio (91,5% contra 91,4%), e os resultados para a associação emulsão com os ativadores alternativos bem como os resultados dos testes utilizando os coletores Flotasil apresentaram resultados inferiores ao padrão. Já para o chumbo, todos os reagentes alternativos ao ativador se mostraram eficientes em relação à recuperação metalúrgica e ao teor, com exceção do LQ7501 (recuperação de 3,7%), destacando-se também o reagente LQ7503 (recuperação 22,6% e teor 1,4%) com resultados quatro vezes superiores ao teste padrão (recuperação 5,1% e teor 0,4%). Não foi possível avaliar o desempenho do uso do extensor de cadeia diesel associado ao coletor amina bem como o uso dos coletores do grupo Flotasil fornecidos pela empresa Pietschemicals, uma vez que a flotação rougher de chumbo é o primeiro estágio da flotação, e em todos os casos utilizou-se o amil xantato de potássio como coletor de chumbo. Pela mesma razão, não foi possível concluir sobre os testes que variaram concentração de sulfeto de sódio durante as etapas da flotação. O aumento da velocidade de rotação das células para 2000 rpm não ofereceu uma melhora de resultados para o chumbo, assim como para o zinco. De uma maneira geral, ao analisar a flotação do minério silicatado de chumbo e zinco, o reagente LQ7503 apresentou os melhores resultados.Item Desempenho de ácidos graxos na flotação seletiva de apatita proveniente do minério fosfático de Angico dos Dias-BA .(2019) Mata, Carlos Eduardo Domingues da; Pereira, Carlos Alberto; Pereira, Carlos Alberto; Luz, José Aurélio Medeiros da; Henriques, Andréia BicalhoA flotação é o principal método empregado no enriquecimento do teor de P2O5 presente em rochas fosfáticas, tendo como finalidade gerar a matéria-prima utilizada na produção de fertilizantes a base de fósforo. Os ácidos graxos são os coletores aniônicos tradicionais empregados na flotação direta da apatita. Estes compostos são encontrados principalmente esterificados aos gliceróis formando moléculas de glicerídeos em óleos vegetais e gorduras. Neste trabalho avaliou-se o desempenho dos sais de ácidos graxos produzidos pela hidrólise alcalina dos óleos de soja, de farelo de arroz, de canola, de semente de uva e do ácido oleico como coletores na flotação aniônica direta do minério fosfático ígneo proveniente do depósito de Angico dos Dias-BA. As etapas preliminares do projeto consistiram na caracterização do minério e dos reagentes, testes de moagem, além da purificação da apatita e minerais de ganga para os ensaios de microflotação. Além da fluoroapatita numa proporção de 36,45% no minério, foram identificados como constituintes da ganga principalmente minerais silicáticos, como a flogopita, e óxidos de ferro. Na etapa de caracterização dos coletores o óleo de soja foi o que exibiu maior índice de saponificação e o menor de acidez, o que indica uma reduzida quantidade de ácidos graxos livres e matéria insaponificável em sua constituição. Já os óleos de farelo de arroz e semente de uva apresentaram maiores índices de acidez, o que aponta maior estado de deterioração desses reagentes. As medidas de tensão superficial dos coletores saponificados demonstraram que todos possuíam ação tensoativa, em que o maior valor de CMC encontrado foi para a solução de oleato de sódio (200 mg/L), enquanto que o menor foi verificado no óleo de semente de uva (100 mg/L). O sabão de óleo de canola, nos testes de microflotação, foi o que promoveu ao mesmo tempo as maiores recuperações de apatita e seletividade entre os minerais de ganga silicática em pH 8. Já o sabão de óleo de semente de uva, que é altamente enriquecido em ácido linoleico, foi o que obteve os piores desempenhos nesses quesitos. O efeito sinergético promovido pela mistura dos ácidos graxos constituintes do óleo de canola, que é mais enriquecido em ácido oleico do que linoleico, pode ter contribuído para o seu bom desempenho na flotação. Este fato pode indicar que a proporção maior de ácido oleico em relação ao linoleico no óleo favorece a flotação da apatita do minério de Angico dos Dias. Os resultados dos ensaios de flotação em bancada corroboraram os obtidos na microflotação, ou seja, o óleo de canola foi o que resultou no melhor desempenho em relação aos óleos de soja e arroz em termos de recuperação e teor de P2O5, além de promover maior redução dos contaminantes no concentrado. O teste com melhor resultado, utilizando o sabão de óleo de canola, ocorreu em pH 9 com uma dosagem de 200 g/t, acarretando em uma recuperação e teor de P2O5 no concentrado de 81,47 e 28,76 % respectivamente.Item Efeito dos reagentes utilizados na flotação catiônica de minério oxidado de zinco de Ambrósia Norte em óxido de ferro e quartzo.(2021) Duarte, Geraldo Magela Pereira; Lima, Rosa Malena Fernandes; Lima, Rosa Malena Fernandes; Souza, Adelson Dias de; Reis, Érica LinharesDevido à grande eficácia do Zn na proteção do aço contra a corrosão e da facilidade de combinar-se com vários elementos químicos, o mesmo é o mais importante metal não ferroso aplicado a diversos segmentos industriais. A Nexa Resources é a única empresa que extrai zinco em território brasileiro. Um de seus depósitos, Ambrósia Norte, possui smithsonita (mineral minério) associada a óxidos de ferro, quartzo e dolomita. Neste trabalho foram feitos ensaios de flotação em bancada em pH 11 variando as concentrações do sulfeto de sódio (2000-3000 g/t), silicato de sódio (500-1000 g/t) e amina (400-800 g/t). Os resultados obtidos foram insatisfatórios não permitindo sua aplicabilidade em escala industrial. Logo, fez-se necessário avaliar o efeito dos reagentes utilizados na flotação catiônica de minério oxidado de zinco em óxido de ferro e quartzo. Para tal foram efetuados ensaios de microflotação, potencial eletrocinético e estudos de adsorção seguido de espectroscopia infravermelha a transformada de Fourrier. Através dos ensaios de microflotação, constatou-se que o quartzo e a hematita possuem alta flotabilidade com amina em pH 11 (>80%). A presença do silicato de sódio não causou alteração significativa na flotabilidade dos minerais, porém o sulfeto de sódio causou efeito depressor sobre a hematita, reduzindo sua flotabilidade para 23%. Ao analisar a presença dos íons Zn, Ca e Mg, constatou-se que nenhum deles na concentração utilizada 10-4 M) interfere significativamente na flotabilidade do quartzo no sistema contendo silicato de sódio, sulfeto de sódio e amina, alteração inferior a 2%. Já para a hematita, a presença do Zn ativou a superfície do mineral, anulando o efeito depressor do sulfeto de sódio, restaurando a flotabilidade do mineral para 76%. A presença dos íons Ca, Mg e Zn deixaram os potenciais eletrocinético dos minerais menos negativos, com exceção a hematita na presença do Mg ou Ca seguido do condicionamento sequencial de silicato de sódio, sulfeto de sódio e amina. Somente a amina provocou alterações nos espectros infravermelhos da smithsonita, hematita e quartzo. Observou-se que os íons Zn influenciam na flotação da smithsonita e óxidos de ferro e que se torna inviável realizar a separação seletiva entre smithsonita, quartzo e óxidos de ferro na flotação catiônica, utilizando silicato de sódio e sulfeto de sódio.Item Caracterização tecnológica do itabirito anfibolítico da Mina de Brucutu-MG.(2020) Gonçalves, Gizele Maria Campos; Lima, Rosa Malena Fernandes; Lima, Rosa Malena Fernandes; Lopes, Gilmara Mendonça; Luz, José Aurélio Medeiros daA alta demanda mundial por minérios de ferro em contramão a rápida exaustão de jazidas de alto teor das principais regiões produtoras em todo o mundo tem motivado a busca e/ou aprimoramento de rotas de beneficiamento, que viabilizem o aproveitamento econômico de formações ferríferas até então consideradas minérios marginais, que por terem grande volume tem potencial de aumentar consideravelmente as reservas lavráveis. Por essa razão, faz-se necessária caracterização física, química e mineralógica detalhada destes protominérios, visando ao estabelecimento de rotas de beneficiamento adequadas às características dos mesmos. Este trabalho apresenta resultados da caracterização tecnológica do itabirito anfibolítico, que corresponde a 263 milhões de toneladas de reserva da mina de Brucutu (Quadrilátero Ferrífero), em busca de possíveis rotas de processo, visando a otimizar recuperação em massa para blendagem com outros concentrados a fim de alcançar teores de Fe e impurezas que atendam a demanda do mercado (Fe > 64,90%, SiO2 < 3,2%, Al2O3 < 0,90% e P < 0,040%). Primeiramente, foram determinadas as características físicas (umidade = 10,02%, distribuição granulométrica, massa específica e PPC), químicas (teores globais e por faixa granulométrica) e mineralógicas do minério. A distribuição granulométrica da amostra in natura (65% - 150 µm e 20% -10 µm) foi determinada por peneiramento a úmido (fração +45 µm) e granulômetro a laser (fração -45 µm). A massa específica (3,71 g/cm³) foi determinada pelo picnômetro a gás (He). Fluorescência de raios X (FRX) foi a técnica utilizada para determinação da composição química (46,0% Fe, 25,5% SiO2, 0,137% P, 0,95% Al2O3, 0,156% Mn). O PPC (6,69%) foi determinado no forno mufla e análise termogravimétrica (TGA). Os principais constituintes mineralógicos foram determinados qualitativamente por microscopia óptica. A quantificação mineralógica (59,5% goethita, 12,7% hematita e 24% de quartzo) foi efetuada por cálculo normativo (estequiométrico) dos minerais identificados, usando as fórmulas químicas teóricas dos mesmos e os teores de elementos e/ou compostos químicos e PPC, determinados nas análises químicas. O método Rietveld a partir das análises por difração de raios X (DRX) também foi empregado para quantificação mineralógica. Pelo MEV/EDS, o elemento P, mostrou-se associado a goethita. Após a determinação do grau de liberação do quartzo (95,5% em 105 µm) por microscopia óptica, a amostra foi moída abaixo de 105 µm (150 #) (90% -75 µm e 30% -10 µm) e efetuados testes preliminares de concentração magnética (0,9 T e 11 T), flotação catiônica reversa em pH 10,5 (500 g/t de amido e amina igual a 170, 180 e 200 g/t) da amostra deslamada e floculação seletiva das lamas em pH 10,5 (50 g/t de hexametafosfato de sódio e 200 g/t de amido) seguido de concentração magnética no campo de 0,9 T. Os resultados da concentração magnética com floculação seletiva associada à fração lama apresentou um concentrado com 58,39% Fe, 8,01% SiO2, 0,155% P com uma recuperação em massa de 55,34%. Incorporando toda a lama ao concentrado final da amostra deslamada foi possível obter um produto com 56,37% Fe, 9,85% SiO2 e 0,171% P com uma recuperação em massa de 77,91%.Item Caracterização do minério da mina Extremo Norte e do mineral piromorfita.(2020) Figueiredo, Thiago Duarte; Pereira, Carlos Alberto; Nogueira, Francielle Câmara; Pereira, Carlos Alberto; Oliveira, Michelly dos Santos; Henriques, Andréia BicalhoA mina do Extremo Norte consiste em uma área de exploração de minério de zinco, chumbo e prata localizada na região de Vazante, Minas Gerais, Brasil. Por apresentar mineralogia complexa associada a ocorrência predominante de minerais de chumbo não sulfetados, o beneficiamento do minério vem apresentando baixos índices de recuperação desse elemento. Esta condição se deve ao fato de que os circuitos de beneficiamento do minério da jazida foram projetados para a flotação de minerais sulfetados de chumbo, não sendo eficientes na recuperação de minerais oxidados. O principal mineral de chumbo de Extremo Norte é a piromorfita, um clorofosfatato de chumbo que ocorre usualmente em pequenas quantidades, sendo pouco explorado e com poucos estudos relacionados à sua recuperação. Desta forma, para buscar um melhor conhecimento das características do minério do Extremo Norte e do mineral piromorfita a fim de promover melhores índices de recuperação metálica no circuito de beneficiamento, neste trabalho foram realizados estudos de caracterização do minério de Extremo Norte e do mineral piromorfita. Para tanto, foram realizados experimentos de determinação de massa específica, work index, análise granulométrica, análise mineralógica e química do minério. Para a caracterização da piromorfita foram realizados estudos de determinação de potencial zeta e microflotação em tubo de Hallimond modificado, avaliando a ação de coletores sulfidrílicos e ácidos graxos no comportamento do mineral e sua recuperação, determinando quais reagentes apresentaram melhor desempenho, valores ótimos de dosagem e pH. Os coletores foram submetidos à experimentos de determinação de tensão superficial a fim de avaliar sua função surfactante. Ao final dos dos experimentos, verificouse a predominância de hematita e dolomita na composição do minério, confirmando também a piromorfita como principal mineral de chumbo. Os teores de Zn, Pb e Ag do minério foram determinadas em 9,24%, 3630 ppm e 9 ppm, respectivamente, distribuídos predominantemente na faixa de tamanho inferior à 38 µm. O minério apresentou valores de WI de 23,45 kWh/t e massa específica de 3,71 g/cm³. A caracterização da piromorfita evidenciou a refração do mineral à sulfetização e à interação com coletores sulfidrílicos, enquanto o emprego de ácidos graxos promoveu índices de flotabilidade superiores à 75%. Por fim foi visto que o oleato de sódio foi o reagente de melhor desempenho de recuperação da piromorfita, com 93,26% de flotabilidade na dosagem ótima de 10 mg/Le pH 10.Item 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 deO 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 %.Item Aumento da recuperação de produtos da Mina Casa de Pedra.(2019) Satini, Anderson William Henrique; Pereira, Carlos Alberto; Pereira, Carlos Alberto; São José, Fábio de; Nogueira, Francielle CâmaraO ROM que alimenta a planta de beneficiamento da mina Casa de Pedra possui teor médio de 56% de ferro. O ROM é britado a 50.000 μm, gerando o granulado (-50.000+8.000 μm) com 61,5% de ferro; sinter feed grosso (-8.000+1.400 μm) com 63% de ferro e sinter feed fino (- 1.400+150 μm) com 59% de ferro. Os finos (-150 μm) com 45% de ferro são enviados para deslamagem e concentração por flotação e separação magnética de alta intensidade do rejeito rougher (CMAI 2) produzindo o pellet feed com 66% de ferro. O plano de lavra para os próximos 10 anos (2020 a 2029) prevê redução de ferro no ROM de 56% para 52% devido à baixa disponibilidade de minérios hematíticos. Devido a esse fato ocorrerá a redução de ferro no granulado (-2,5%), sinter feed grosso (-2%) e sinter feed fino (-4%). O granulado com 59% de ferro não é viável economicamente, sendo assim o mesmo será britado a 8.000 μm e incorporado ao sinter feed. O sinter feed fino será concentrado em espirais concentradoras, separação magnética de média intensidade em tambores WDRE e separação magnética de alta intensidade WHIMS. Para a rota proposta foram realizados ensaios de classificação da fração –1.400 µm do ROM por peneiramento a úmido em 150 μm, atualmente realizada por hidroclassificadores espirais e hidrociclones, concentração do sinter feed fino (oversize peneiramento) por separação magnética de média e alta intensidade e os finos -150 µm (undersize peneiramento) por separação magnética de média e alta intensidade e flotação cleaner. Para a realização desse estudo foi composto o ROM para o período de 2020 a 2029. Os resultados obtidos demonstraram que a recuperação mássica e metalúrgica global do sinter feed fino da rota proposta foram inferiores à rota padrão (-3,8% e -4,5%, respectivamente) devido à redução de minerais portadores de ferro abaixo de 150 µm no sinter feed fino da rota proposta. Os teores de ferro e sílica também foram melhores no sinter feed fino da rota proposta (+0,5% de ferro e -1,6% de sílica). O pellet feed convencional da rota proposta apresentou recuperação mássica e metalúrgica global superiores à rota padrão (+6,8% e +9,3%, respectivamente) com teores de ferro e sílica melhores (+1,5% de ferro e -1,2% de sílica) devido ao aumento da pressão de alimentação da deslamagem (+0,2 kgf/cm2 ), redução da % de sólidos da alimentação da deslamagem (-5%) na etapa primária e secundária, aumento da abertura do apex da deslamagem secundária (+2 mm), pré-concentração do underflow final da deslamagem convencional por separação magnética de média e alta intensidade e flotação cleaner. Foi verificado também a redução do consumo de coletor (amina) em 61 g/t (81 g/t rota padrão para 20 g/t na rota proposta). O pellet feed produzido no CMAI ultrafinos da rota proposta apresentou menor recuperação mássica e metalúrgica global (-0,8% e -1,1%, respectivamente) devido ao menor teor de ferro na alimentação dessa etapa (-1,2%) e ao melhor desempenho da deslamagem convencional. O pellet feed gerado na etapa de desaguamento do sinter feed fino concentrado (overflow desaguamento) da rota proposta apresentou maior recuperação mássica e metalúrgica global (+0,9% e +1,2%, respectivamente) devido à alimentação dessa etapa ser composta por todo o concentrado produzido do sinter feed fino, ao contrário da rota padrão, que foi composto somente pelo concentrado da separação magnética de média e alta intensidade, excluindo-se o concentrado produzido pelas espirais concentradoras. O pellet feed produzido no CMAI barragem da rota proposta apresentou menor recuperação mássica e metalúrgica global (-0,7% e -0,9%, respectivamente) devido ao menor teor de ferro (-3,4%) na alimentação dessa etapa. A recuperação mássica e metalúrgica global de produtos da rota proposta foi superior à rota padrão (+2,4% e +4,1%, respectivamente).Item Enriquecimento de finos hematíticos via flotação por carreador.(2019) Neuppmann, Pedro Henrique; Luz, José Aurélio Medeiros da; Alves, Vladmir Kronemberger; Luz, José Aurélio Medeiros da; Krüger, Fernando Leopoldo vonA flotação é uma técnica de concentração mineral amplamente conhecida. Entretanto, o aperfeiçoamento das condições deve ser estudado para o melhor desempenho da técnica. Nesse sentido, a flotação das lamas e rejeitos finos, atualmente disposta em barragens de rejeito, ainda é um obstáculo técnico e este trabalho busca compreender melhor os mecanismos de atuação de cada reagente, assim como propor melhorias nos processos atuais. Inicialmente, as propriedades de agregação do sistema foram medidas através de ensaios de potencial eletrocinético, variando–se os eletrólitos de suporte (KCl e NaNO3). Foi verificado que o nitrato de sódio é melhor para a hematita enquanto não existe diferença significativa para os demais minerais, indicando uma menor interação com os sítios específicos destes minerais. Os seguintes pontos isoelétricos foram encontrados neste trabalho: 5.3 para hematita; 1.7 para quartzo; 7.3 para dolomita. Em seguida, ensaios de dispersão foram efetuados e foi obtida uma ótima correlação entre os valores obtidos e os ensaios de potencial eletrocinético. A determinação do grau de dispersão possibilitou identificar uma forte agregação das partículas quando oleato de sódio (20 mg/L) era adicionado, assim como a alteração do ponto isoelétrico, indicando uma adsorção específica. Ensaios de microflotação foram realizados em tubo de Hallimond a fim de determinar as janelas de seletividade destes minerais. A flotabilidade da hematita e da dolomita foi alta, enquanto o quartzo permaneceu deprimido, mesmo na ausência de depressores. A faixa de pH que forneceu os melhores resultados foi entre 7 e 9. Os ensaios de flotação convencional em bancada forneceram valores baixos de seletividade e baixas recuperações, assim como esperado visto o tamanho das partículas tratadas. Foi possível avaliar a concentração mássica de sólidos, velocidade de rotação da célula, pH e a dosagem de oleato de sódio. O melhor desempenho foi obtido em pH 9 e velocidade de rotação de 1.200 rpm. Para as demais variáveis, o aumento da recuperação gera uma diminuição nos índices de seletividade. Nos ensaios convencionais de bancada, foi possível observar uma elevada flotabilidade para a goethita e baixa flotabilidade para o quartzo. Os ensaios de flotação utilizando carreador melhoraram o desempenho da flotação de finos. A utilização de hematita foi melhor que a utilização de dolomita.Item Concentração de rejeito de flotação e lamas de minério de ferro por separação magnética.(2018) Rocha, Rafaella Bicalho da; Reis, Érica Linhares; Reis, Érica Linhares; Luz, José Aurélio Medeiros da; Alexandrino, Júnia SoaresAs barragens de rejeitos provenientes do beneficiamento de minério de ferro localizadas no Quadrilátero Ferrífero - MG encontram-se saturadas ou em processo de saturação. Devido a ineficiências dos processos de beneficiamento, os rejeitos produzidos ainda contêm teor de ferro que poderiam ser aproveitados aumentando assim a vida útil das barragens de rejeitos e a produção de minério de ferro. O presente trabalho tem como principal objetivo realizar estudos de concentração magnética do rejeito de minério de ferro proveniente de uma usina de beneficiamento, localizada no Quadrilátero Ferrífero – MG. A metodologia desse trabalho constituiu de duas etapas, a primeira de caracterização do rejeito, analisando suas características físicas, químicas e mineralógicas. A segunda etapa consistiu na realização de ensaios de concentração magnética fundamentais, piloto e industrial buscando recuperação metalúrgica e teores de ferro e sílica que atendam as especificações de mercado, podendo-se de tal forma estipular uma rota para concentração desse rejeito e acarretando assim, num melhor aproveitamento do bem mineral. Os ensaios fundamentais apontaram que é possível a concentração das frações granulométricas abaixo de 37μm, com gaps menores (1,1mm) sendo mais sensível ao campo magnético em gap maior. Os ensaios piloto resultaram na configuração otimizada para os ensaios industriais, com gap de 1,1mm, matriz BigFLUX e 16.000G, porém não foi possível obter o teor de ferro planejado, sendo necessários estágios posteriores de limpeza do concentrado. Nos ensaios industriais o equipamento foi configurado para três estágios de concentração (rougher, cleaner e recleaner) com gaps de 1,1mm e 1,5mm e campo magnético na ordem de 16.000G, e foi obtido um concentrado com teor de ferro médio de 63%, com uma recuperação em massa de cerca de 15%, o que aumentaria a produção do complexo em mais de 1,5 milhões de toneladas de minério de ferro ao ano, aproximadamente.