Relatório+ii+incompleto

UNIVERSIDADE FEDERAL DE MINAS GERAISESCOLA DE ENGENHARIA

DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINASTRATAMENTO DE MINÉRIOS – LABORATÓRIO 1

Operações de Fragmentação, Classificação e Concentração no

Beneficiamento de Minério de Ferro

Bruno BicalhoBruno Manassés Denise CarneiroFelipe Ribeiro

Gilvana GomesLúcio Miranda

Matheus PassiniPhilippe Andrade

Thiago Mazzeu

Belo Horizonte - Dezembro de 2010RESUMO

O beneficiamento de minérios caracteriza-se por uma série de atividades de tratamento de materiais a fim de que se enquadrem em especificações de mercado. Os processos incluem fragmentação, classificação, concentração e sedimentação.

Neste trabalho analisou-se uma amostra de minério de ferro para avaliar se a mesma pode ser classificada como um Pellet Feed Fines (PFF). Para isso, foram aplicadas operações de fragmentação, classificação e concentração. Como métodos de fragmentação utilizaram-se britagem e moagem. A classificação foi peita em hidrociclone. Para os métodos gravíticos de concentração foram utilizados mesa concentradora, espiral, concentrador Knelson e jigue. Ainda, também foram realizadas técnicas de separação magnética e flotação para a concentração.

Palavras-chaves: Beneficiamento, minério de ferro, fragmentação, classificação, concentração.

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ÍNDICE

1. Introdução ........................................................................................................................... XX

1.1 Britagem ............................................................................................................................ XX 1.2 Moagem ............................................................................................................................. XX1.3 Classificação em Hidrociclone ........................................................................................ XX1.4 Mesa Concentradora ........................................................................................................ XX1.5 Espiral ................................................................................................................................ XX1.6 Concentrador de Knelson e de Falcon ........................................................................... XX1.7 Jigue .................................................................................................................................. XX1.8 Separação Magnética ....................................................................................................... XX1.9 Flotação ............................................................................................................................. XX 2. Objetivos ............................................................................................................................. XX

3. Britagem 3.1 Metodologia ........................................................................................................... XX 3.2 Resultados e Discussão ........................................................................................ XX

4. Moagem 4.1 Metodologia ........................................................................................................... XX 4.2 Resultados e Discussão ........................................................................................ XX

5. Classificação em Hidrociclone 5.1 Metodologia ........................................................................................................... XX 5.2 Resultados e Discussão ........................................................................................ XX

6. Mesa Concentradora

6.1 Metodologia ........................................................................................................... XX 6.2 Resultados e Discussão ........................................................................................ XX

7. Espiral 7.1 Metodologia ........................................................................................................... XX 7.2 Resultados e Discussão ........................................................................................ XX

8. Concentrador de Knelson e de Falcon 8.1 Metodologia ........................................................................................................... XX 8.2 Resultados e Discussão ........................................................................................ XX

9. Jigue

9.1 Metodologia ........................................................................................................... XX 9.2 Resultados e Discussão ........................................................................................ XX

10. Separação Magnética 10.1 Metodologia ......................................................................................................... XX 10.2 Resultados e Discussão ...................................................................................... XX

11. Flotação 11.1 Metodologia ......................................................................................................... XX 11.2 Resultados e Discussão ...................................................................................... XX

12. Conclusão ......................................................................................................................... XX 13. Referências Bibliográficas ............................................................................................... XX

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Operações de Fragmentação, Classificação e Concentração no Beneficiamento de Minério de Ferro

1. INTRODUÇÃO

O beneficiamento de minérios caracteriza-se por uma atividade de tratamento de materiais a fim de que se enquadrem em especificações de mercado. Os processos incluem fragmentação, classificação, concentração e sedimentação.

A fragmentação é a redução de das dimensões físicas de um dado conjunto de blocos ou partículas, através do rompimento de ligações estruturais. Os principais objetivos da fragmentação são:

• Atingir o grau de liberação necessário para que se possa efetuar a concentração de espécies que tem interesse econômico.

• Atingir as especificações granulométricas exigidas pelo mercado.

A classificação do material tem, principalmente, o intuito de adequar a granulometria de produtos do processamento. Os métodos utilizados podem ser divididos em peneiramento industrial e classificação em meio fluido.

A concentração é a etapa em que ocorre a separação por espécie. É realizada em sistemas dinâmicos, em que a resultante de um jogo de forças confere trajetórias diferentes às partículas, de tal modo que se possa separá-las com base em uma propriedade diferenciadora ( cor, brilho, susceptibilidade magnética, condução de cargas e propriedades de superfície).

Os métodos de concentração podem ser divididos em:

• Densitários ou gravíticos• Magnéticos• Elétricos• Flotação• Outros métodos

Sedimentação é uma etapa importante e às vezes crítica nas usinas de processamento mineral. Essa operação de separação sólido-líquido tem como objetivo:

• Recirculação de água• Preparação de polpas com porcentagem de sólidos adequada a etapas

subsequentes• Desaguamento final de concentrados• Preparação de rejeitos para descarte.

Os caminhos utilizados na indústria para o tratamento dos materiais são diversos, mas normalmente seguem o seguinte padrão: O minério sofre a

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primeira fragmentação ainda na mina, a detonação de explosivos para o desmonte das rochas. Depois é encaminhado, normalmente, para um britador primário, muitas vezes ainda na mina.

Já na usina, o minério passa pela primeira etapa de classificação, o peneiramento industrial, importante para que se economize energia, diminuindo a carga do britador secundário. Logo, se encaminha o oversize dessa classificação para o britador secundário.

O minério ainda pode passar por várias etapas de fragmentação e classificação na usina, até que se obtenha o produto desejado. Os equipamentos utilizados para essas atividades serão estudados mais detalhadamente ao longo deste trabalho.

Para a separação de minerais minério dos minerais de ganga o produto da classificação anterior passa por diversos processos de concentração, em diferentes aparelhos, que também serão mais profundamente estudados ao longo deste relatório.

Ao fim de todas essas etapas, tanto os rejeitos quanto os produtos econômicos passam por processos de espessamento. Na figura abaixo temos um fluxograma que resume todas as etapas de uma usina.

Figura 1 – Fluxograma.

1.1 Britagem

1.1.1 Relevância

A Britagem marca o inicio do processo de cominuição do material retirado do depósito mineral, este processo pode ser realizado em “pit” ou na usina. Esta etapa não é um processo de fragmentação aleatório, são estudados processos para que sejam realizadas fragmentações na medida

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exata para as outras etapas. Caso o material seja fragmentado em um tamanho de partícula “grande” dificulta o seu transporte na mineração. De acordo com a revista Minério e Minerales, do mês de novembro de 2010, as empresas apontam uma tendência de cominuir o material em “pit” para poderem ser transportados por correias. Diminuindo o uso de caminhões para gerar economia. Caso o material sofra muita abrasão no processo de Britagem podemos gerar uma quantidade excessiva de finos, este material será perdido dependendo da granulometria. Pois partículas muito pequenas são difíceis de serem tratadas. A fragmentação deve objetivar fragmentar apenas as fraturas naturais das partículas para obter uma fragmentação do tamanho de liberação adequado apontado em um estudo específico.

1.1.2 Aspectos Teóricos

Iremos apresentar um método para calcular a energia necessária para fragmentar um Mineral de Minério de Ferro para produção de Pelled Feed Fine, será calculada a energia para preparar o material para a etapa de moagem.

1.2 Moagem

1.2.1 Relevância


1.3 Classificação em Hidrociclone

1.3.1 Relevância


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1.4 Mesa Concentradora

Este é um equipamento de concentração que utiliza como propriedade diferenciadora a densidade dos materiais. A separação das espécies ocorre pela influência de correntes transversais de um líquido sobre uma superfície.

A mesa concentradora caracteriza-se por uma superfície inclinada, que dispõe de pequenas saliências, posicionadas de forma paralela, ao longo do comprimento. Há um movimento assimétrico na direção longitudinal, e um filme de água que atravessa a superfície da mesa transversalmente. As partículas alimentadas sofrem o efeito do líquido e do movimento assimétrico da superfície. Partículas menores têm uma movimentação menor que as partículas maiores pois sofrem menos a ação do filme. Partículas mais densas terão uma movimentação menor que as menos densas, tendo, assim, uma tendência maior à movimentação lateral.

Figura 1.4.1 – Mesa Concentradora.

O plano ou tablado é construído em madeira de lei, com sua superfície revestida de borracha ou linóleo. Os rifles de madeira ou tiras de borracha são fixados à mesa por pregos de bronze.

A polpa é alimentada na mesa por uma caixa distribuidora localizada no lado mais alto do plano. Uma segunda caixa distribuidora, alinhada com a primeira, permite a introdução da chamada água de lavagem. Essa água é essencial para efetuar a concentração na forma de um filme transversal à direção de vibração.

Em superfícies inclinadas o comportamento de uma partícula sobre o efeito de uma lâmina líquida é função da espessura desta lâmina, viscosidade do fluido, coeficiente de atrito entre a superfície e a partícula, rugosidade da superfície e peso específico, tamanho e forma das partículas.

Os rifles têm como principal função direcionar e abrigar as partículas, permitindo que ocorra a estratificação segundo os efeitos da sedimentação retardada, aceleração inicial e consolidação intersticial.

Com isso, determinamos as variáveis operacionais da mesa:

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• taxa de alimentação;

• vazão de água de diluição para a alimentação;

• vazão de água de operação,ou espessura da lâmina líquida;

• inclinação transversal;

• amplitude e frequência do movimento.

Taxas de alimentação muito altas levam a uma estratificação menos nítida. Taxas de alimentação muito pequenas podem acarretar uma contaminação do concentrado pesado pelas partículas leves. Alimentação mais grossa, em serviços de "roughing" devem ter taxas maiores, enquanto nos serviços de limpeza e alimentação mais fina as taxas devem ser menores.

Com uma maior vazão de água ou inclinação a componente da velocidade de deslocamento da partícula no sentido transversal aumenta, levando a uma maior recuperação dos minerais pesados. Para menores valores de inclinação e vazão de água elas se deslocam mais para a esquerda, levando a um teor menor no concentrado de pesados.

Na prática, a inclinação da mesa varia de 0 a 3###. Vazão de água e inclinação muito acentuadas não permitem uma estratificação adequada das partículas.

A água de diluição deve ser tal que permita aos sólidos formar uma polpa com fluidez necessária ao processo. Um excesso de água de diluição pode dificultar a estratificação por carrear as partículas.

Aconselha-se o uso de baixa frequência e grande amplitude para as alimentações mais grosseiras. A amplitude entretanto, não pode vir a promover uma agitação tal que não permita a estratificação das partículas. Para partículas finas usa-se amplitude maior de movimento, tendo em vista a tendência das partículas muito finas de se aderirem ao tablado da mesa.

A mesa vibratória opera em faixas granulométricas entre 550 e 60 micrômetros, com capacidades que podem variar de acordo com a granulometria da alimentação. O consumo de água: "roughing" 50 a 350 galões/ton; "cleaning" 300 a 400 galões/ton.

1.5 Espiral

1.5.1 Relevância


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1.6 Concentrador de Knelson e de Falcon

1.6.1 Relevância

Verificar como valores de teor, recuperação em massa e eficiência de separação se comportam com a variação de parâmetros operacionais específicos em cada aparelho.


Métodos de concentração gravíticos ou densitários são aqueles em que ocorre a separação de espécies em função do tamanho das partículas e da diferença de densidade.

Exemplo:

• Concentrador de Falcon

Figura 1.6.1 – Exemplo de um aparelho concentrador Falcon.

• Concentrador de Knelson

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Figura 1.6.2 – Exemplo de um aparelho concentrador Knelson.

O Concentrador Knelson baseia-se no princípio da ação da força centrífuga para criar um campo gravitacional na ordem de 60Gauss com o objetivo de fazer a concentração de um material. A alimentação é em polpa em que 20-40% é de sólidos em peso.

1.7 Jigue

1.7.1 Relevância

No Brasil, pode-se citar como exemplo a aplicação do Jigue na concentração de sinter feed proveniente do processamento do minério de ferro da usina Cauê (CVRD) e na usina Água Limpa, também da CVRD. Em ambos os casos são empregados jigues do tipo conhecido como REMER (WEMCO). Jigues REMER, aplicados na concentração de sinter feed de minérios de ferro, podem atingir até 12 t/h-1m2.


Os jigues são equipamentos que utilizam correntes verticais. A jigagem é um dos métodos mais antigos de concentração densitária,que opera em faixas granulométricas mais grosseiras(6000µm - 150µm). O jigue caracteriza-se pela criação de correntes verticais, através de um dispositivo que pode ser um pistão(embolo), um diafragma ou mesmo ar. Dispõe-se ainda, de uma superfície perfurada denominada crivo, sobre a qual se introduz uma camada de material (esferas, por exemplo) chamada leito. A corrente vertical produzida

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é alternada em relação ao seu sentido, produzindo-se, assim, efeitos de expansão e de contração do leito. As pulsações podem ser obtidas com o emprego de água ou ar comprimido, através de mecanismos diferentes. As partículas mais densas vão encontrar maior facilidade de passagem tanto pelo leito quanto pelo crivo, separando-se, assim, das partículas menos densas.

Figura 1.7.1 - Representação esquemática de um jigue com dispositivo de pistão

1.8 Separação Magnética

1.8.1 Relevância


1.9 Flotação

1.9.1 Relevância

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No processamento de minério de ferro de alto teor são utilizados processos como cominuição, classificação e deslamagem. Para minérios de ferro de baixo teor torna-se necessário a introdução de métodos de concentração, como a flotação, de forma a aumentar o teor de ferro e minimizar os teores de SiO2 e Al2O3.

Estudos sobre a relevância da mineralogia dos minérios de ferro brasileiros para a seleção do método de concentração mais adequado concluíram que a presença de quartzo liberado como mineral de ganga indica que a flotação será a operação de concentração mais indicada.


A flotação é um processo de separação que utiliza as diferentes características de superfície dos minerais, sendo atualmente utilizada no Brasil no tratamento de minerais de ferro, fosfato, nióbio, ouro, cobre, zinco oxidado, chumbo-zinco, grafita, carvão, potássio, níquel, fluorita, magnesita, feldspato, barita, talco, tungstênio e resíduo hidrometalúrgico contendo prata. A seletividade do processo se baseia no fato de que a superfície de diferentes espécies minerais pode apresentar diferentes graus de hidrofobicidade, estando o conceito de hidrofobicidade de uma partícula associado à sua “molhabilidade” pela água. Assim, partículas mais hidrofóbicas são menos ávidas por água.

A separação entre partículas naturalmente hidrofóbicas e partículas naturalmente hidrofílicas é teoricamente possível fazendo-se passar um fluxo de ar através de uma suspensão aquosa contendo as duas espécies. As partículas hidrofóbicas são carreadas pelo ar e aquelas hidrofílicas permanecem em suspensão. Este processo requer a produção de espuma, de modo que seja criada uma interface ar-líquido de grande área que deve ser estável. Logo, para alcançar resultados satisfatórios utilizam-se espumantes e outros aditivos com finalidades diversas.

Figura 1.9.1 - Aparelhos de flotação. (a) Célula; (b) Coluna.

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O uso da técnica de flotação no tratamento de minério apresenta grande

flexibilidade. É utilizada no tratamento de carvões com teores de 80,0% de carbono e magnesita com conteúdo em MgCO3 acima de 90,0%. Também, é utilizada no tratamento de minérios de cobre de origem porfirítica dos quais pode ser recuperado molibdênio, sob a forma de molibdenita, com teores da ordem de 0,02%. A faixa granulométrica das partículas está usualmente entre 1,0mm, para carvões, e 5,0μm no caso de oxi-minerais. No caso específico do minério de ferro, que será tratado neste trabalho, a faixa granulométrica está compreendida entre 10,0 a 250,0μm.

O conhecimento das propriedades superficiais dos minerais é de grande importância para o entendimento e desenvolvimento das condições de reagentes que propiciem a seletividade no processo de flotação. Dentre essas propriedades cita-se a carga superficial que a maior parte das partículas adquire quando postas em contato com um meio aquoso. Os mecanismos mais importantes de geração de carga superficial de sólidos em meio aquoso são:

• Ionização da superfície;• Dissolução de íons;• Adsorção de íons provenientes da solução e• Defeitos na rede cristalina dos minerais.

A formação de uma dupla camada elétrica (DCE) na interface sólido/líquido ocorre pela atração de íons de carga elétrica contrária à carga do sólido, denominados de contra-íons visando, desta forma, o equilíbrio da carga na interface.

A probabilidade de ocorrer a flotação de uma dada partícula mineral é descrita como sendo um produto de três probabilidades individuais, conforme mostrado na equação a seguir:

P = Pa . Pc . (1 - Pd) Equação 1.9.1

Onde:

P = probabilidade de flotação;Pa = probabilidade de adesão entre partículas hidrofóbicas e bolhas de ar;Pc = probabilidade de colisão bolha-partícula;Pd = probabilidade do rompimento bolha-partícula.

A probabilidade de adesão (Pa) está diretamente relacionada ao ambiente químico predominante em um dado sistema de flotação, isto é, essa probabilidade poderá ser influenciada pela mineralogia, reagentes e condições da polpa, sendo controlada predominantemente pelas forças superficiais. A probabilidade de colisão (Pc) é especialmente influenciada pelo tamanho da partícula, da bolha e pela turbulência do sistema. As outras duas probabilidades são governadas pela hidrodinâmica do sistema de flotação.

A) Reagentes de Flotação

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Reagentes de flotação são compostos orgânicos e inorgânicos adicionados com o objetivo de controle das características das interfaces envolvidas no processo. De acordo com sua função específica, os reagentes podem ser divididos em coletores, espumantes e modificadores/reguladores ou depressores.

Os reagentes empregados na flotação apresentam de C6 a C18 carbonos na cadeia. Homólogos mais curtos que C6 não apresentam atividade superficial suficiente, enquanto aqueles superiores a C18 tornam-se excessivamente insolúveis chegando, em alguns casos, a se tornarem pastosos.

Os coletores são surfatantes que se adsorvem seletivamente na interface sólido/líquido, tornando as partículas hidrofóbicas. São moléculas de caráter duplo do tipo R-Z (anfipáticas) e ativas na superfície, onde Z representa o grupo polar e R representa o grupo apolar. O grupo polar Z consiste de associações de dois ou mais átomos com ligações covalentes e possui um momento de dipolo permanente, o que atribui a este grupo um caráter hidrofílico. O grupo apolar R é representado pelos hidrocarbonetos, não possuem dipolo permanente e representam a parte hidrofóbica da molécula anfipática.

Os coletores são classificados em aniônicos, catiônicos e não-iônicos, conforme a carga elétrica associada ao grupo polar, além de serem classificados conforme a estrutura do hidrocarboneto e do tipo específico do grupo polar.

A adsorção de coletores sobre a superfície mineral pode ocorrer pela atração eletrostática com superfície do mineral, associação de cadeias carbônicas do coletor ou por interação química do coletor com os íons metálicos na superfície do mineral. Os dois primeiros são fortemente influenciados pela dupla camada elétrica em termos da superfície mineral. Na tabela abaixo, estão apresentados de forma resumida os tipos de adsorção de coletores sobre as superfícies de silicatos, bem como as suas principais características.

Tabela 1.9.1 - Adsorção de coletores em silicatos.

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Os depressores ou modificadores são compostos que melhoram a interação entre a superfície do mineral e moléculas de água, além de evitar a adsorção do coletor sobre o mesmo. Podem ser do tipo orgânico e inorgânico.

Compostos orgânicos como os polissacarídeos (amidos, dextrinas e seus derivados) são comumente usados como depressores orgânicos no processo de flotação. Já o óxido de cálcio e o hidrosulfureto de sódio são exemplos de depressores inorgânicos que deprime a pirita e o cobre, respectivamente.

Os espumantes são compostos não-iônicos cuja ação faz-se sentir na interface líquido/ar através de uma redução na tensão superficial. São responsáveis por gerar uma camada estável de espuma para viabilizar o enriquecimento do produto flotado.

Líquidos puros com estruturas monopolares, polares e heteropolares (exemplos: água, querosene e álcool) não produzem espumas estáveis quando agitados com ar, e as bolhas que são produzidas são destruídas rapidamente. Entretanto, se uma pequena quantidade de uma substância ativadora e de superfície heteropolar é adicionada em água, uma espuma estável é criada com a introdução de ar.

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Os agentes espumantes devem ser solúveis o suficiente para manter uma distribuição uniforme e boas propriedades de ativação de superfície, apresentando solubilidade que pode variar de 0,001% até 3 a 4%. Como regra geral, a presença de um ou dois grupos polares na molécula dará propriedades melhores à espuma. Porém, um aumento no número de grupos polares com o mesmo radical não beneficia a espuma.

A força de um espumante também está ligada à estrutura e ao comprimento do grupo não polar, sendo necessário um mínimo de seis átomos de carbono para ser um espumante efetivo. Entretanto, se o grupo não polar torna-se muito longo o poder espumante diminui devido ao decréscimo da solubilidade.

O tamanho das bolhas é determinado principalmente pelo espumante, que previne a coalescência entre elas, e aqueles que são mais eficientes em reduzir o tamanho das bolhas são também os que apresentam espumas mais estáveis.

Espumantes com o grupo polar hidroxil (-OH) não tem propriedades de coletor e, por isso, se destacam sobre os outros. Espumantes com o radical carboxílico (COOH) apresentam-se com propriedades tanto de espumante quanto de coletor.

O espumante é essencial no processo de flotação porque quando a superfície de uma partícula mineral torna-se hidrofóbica através da adsorção de um coletor, a estabilidade da agregação de uma partícula na bolha depende da eficiência do agente espumante.

As partículas minerais chegam até a espuma via adesão seletiva de partículas hidrofóbicas nas bolhas que as conduzem até a espuma ou são carreadas junto com a água da polpa que vai para a espuma. Geralmente o carreamento é insignificante para partículas maiores que 50 μm, porém, o tamanho real das partículas que são fortemente carreadas depende das propriedades da espuma. Este fator é determinado pela concentração do espumante, mas também pela molhabilidade das partículas sólidas e, assim também, pela concentração do coletor, distribuição e propriedades intrínsecas das partículas.

A Figura abaixo mostra a estrutura de uma espuma de três fases (ar/água/sólido), comumente encontrada na flotação em espuma. Do fundo para o topo da espuma o tamanho das bolhas vai aumentando, a camada intersticial dos filmes torna-se mais fina, mas as bolhas das camadas superiores são marcadamente irregulares e os filmes são espessos.

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Figura 1.9.2 – Estrutura típica de uma espuma de três fases.

A adição de espumantes no sistema de flotação além de acarretar em modificações na formação da espuma, no tamanho das bolhas e na taxa de colapso, também interfere na estabilidade, na drenagem, e na seletividade em relação aos minerais de interesse. Alguns desses espumantes utilizados no processo de flotação adsorvem tanto na interface líquido-ar, como interagem com o coletor adsorvendo também na interface sólido-líquido. Esta interação entre coletor e espumante pode agir no consumo de reagentes e poder de coleta no sentido de diminuir o primeiro e aumentar o segundo.

B) Aeração no Processo de Flotação

A utilização do “ar” em um processo de flotação é de grande importância. A condição necessária para que este processo ocorra é a colisão entre partículas e bolhas. A probabilidade de a colisão ocorrer aumenta com a taxa de aeração. Entretanto, esta afirmação é verdadeira, desde que o aumento da taxa de aeração não acarrete um aumento exagerado do tamanho das bolhas.

Para o caso da flotação reversa, a adição de pouco ar pode acarretar perda na qualidade do produto, pois partículas que deveriam flotar afundam para o concentrado, resultado da pequena probabilidade de colisão entre partículas e bolha. Por outro lado, a adição excessiva de ar pode conduzir a baixas recuperações e, fundamentalmente, a separações pouco seletivas, resultado de um intenso arraste.

A captura de uma partícula hidrofóbica por uma bolha de ar envolve os principais sub processos a seguir:

• Colisão partícula/bolha;• Afinamento e ruptura do filme (desagregação) e• Estabilidade do agregado partícula/bolha.

Outro parâmetro de extrema importância para o processo de flotação é o tamanho das bolhas. Para maximizar a eficiência de colisão bolhas com os menores tamanhos possíveis devem ser produzidas, uma vez que, fisicamente, partículas colidindo com uma fração da superfície da bolha distante do seu eixo não aderem à superfície.

Ainda, a presença de várias bolhas tende a aumentar a eficiência de colisão, já que o movimento da partícula (aderida à bolha) em longos fluxos ascendentes não é mais paralelo à direção do movimento da bolha, mas é influenciado pelas camadas de bolhas à sua frente.

C) Flotação de Minérios de Ferro

Os oxi-minerais são compostos que possuem o elemento oxigênio em comum, sendo os íons deste elemento, O2

- e OH-, a fração volumétrica absolutamente dominante na estrutura cristaloquímica desses minerais. A flotação destes compostos é um fenômeno complexo devido ás diversidades

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que estes minerais apresentam. As diferenças de composição química, estrutura cristaloquímica e solubilidade em água estão entre os aspectos com maior grau de diversidade entre os minerais oxidados, além da grande diversidade de comportamento frente à presença de coletores aniônicos e catiônicos com diferenças de propriedades químicas.

A flotação catiônica reversa é o método mais largamente aplicado na concentração de minérios de ferro de baixo teor. Neste processo de flotação as partículas dos minerais de ganga são flotadas, ou seja, devem interagir com as bolhas de ar sendo direcionadas para a camada de espuma, e as partículas dos minerais de interesse devem permanecer na polpa e afundar.

O pH ótimo para o processo de flotação de minério de ferro está na faixa de 9,5 a 10,5, em que a superfície do quartzo é altamente negativa e incide a maior diferença das cargas superficiais entre a hematita e o quartzo. A figura abaixo mostra o potencial zeta da hematita e do quartzo em diferentes valores de pH, e pode ser observado que na faixa de pH de 9,5 a 10,5 incide a maior diferença entre as cargas superficiais desses dois minerais. Entretanto, essas diferenças não são suficientes para uma flotação seletiva, tornando-se necessária a adição de reagentes.

Figura 1.9.3 - Potencial zeta do quartzo e da hematita em função do pH.

Existe uma enorme variedade de minérios de ferro, principalmente de itabiritos. Portanto, nem todas essas variedades podem ser tratadas da mesma maneira. No caso da flotação desses minérios, a prática industrial tem demonstrado que a do tipo reversa é a que leva aos melhores resultados, porém, cada associação entre a sílica e a hematita é diferente. Por isso, existirão reagentes, ou combinação de reagentes, adequados para cada caso. Para a flotação catiônica reversa de minério de ferro utiliza-se como depressor o amido de milho ou mandioca e como coletor a amina.

D) Amina

As aminas são compostos orgânicos derivados da amônia (NH3). No caso da flotação de quartzo no minério de ferro, o coletor tradicionalmente utilizado é a eteramina, que também funciona como espumante. Como a

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solubilidade da amina em água é muito baixa, para este reagente ser utilizado com sucesso ele precisa ser neutralizado (pelo menos parcialmente) com ácido acético, para aumentar sua solubilidade. Essa neutralização parcial consiste na formação de um sal de amina primária no qual o acetato é o radical aniônico e o íon alquil-amina a parte catiônica. Para aumentar a solubilidade do coletor, grupos éter têm sido incorporados na sua estrutura, resultando na seguinte composição química:

Acetato de eteramina alquil (decil):

[H3C–(CH2)9–O–(CH2)3 –NH3+] [H3C–COO-]

Eteramina Alquil (decil):

[H3C–(CH2)9–O–(CH2)3 –NH2]

Portanto, o coletor realmente fornecido para as empresas é uma mistura das duas espécies acima, e a proporção de cada uma delas é definida pelo termo “grau de neutralização” que é sempre referido em porcentagens.

O grau de neutralização das aminas primárias e também das eteraminas é variável e, normalmente, atingem valores que vão de 30 a 70% nos produtos industriais manufaturados. A neutralização com ácido acético é a mais comum por razões econômicas, sendo a obtenção de sal tipo cloreto (ou brometo) também viável tecnicamente.

As aminas secundárias RR`NH e terciárias R`R``NR não são tradicionalmente empregadas como coletores de flotação. A figura abaixo apresenta algumas configurações básicas dos principais tipos de aminas.

Figura 1.9.4 – Representação molecular das aminas.

Estudos também comprovaram a possibilidade de substituição de parte da amina no processo por algum tipo de espumante. A compatibilização entre as estruturas dos surfatantes (coletor-espumante) envolvidos é de grande importância no desempenho final do processo. Alguns espumantes podem inclusive prejudicar a flotação enquanto outros melhoram tanto a recuperação como a seletividade. Em alguns casos, a mistura coletor-espumante possui o mesmo desempenho ou até desempenho superior quando comparada com o coletor individualmente. Neste caso, pode-se diminuir a dosagem do coletor, podendo trazer benefícios econômicos para empresa.

A seletividade na flotação catiônica de quartzo em minérios de ferro é alcançada através da adição de um reagente modificador que, adsorvendo-se seletivamente nos minerais oxidados de ferro, mantém sua superfície hidrofílica. Os reagentes modificadores mais utilizados neste sistema de flotação são o amido e seus derivados.

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E) Amido

O amido é um polímero natural (polissacarídeo), formado pela condensação de moléculas de α-D (+) glicose, através de ligações do tipo α-1,4 (amilose) e α-1,6 (amilopectina).

Os amidos não modificados são insolúveis em água fria e seu emprego como reagente de flotação depende da utilização de um processo de gelatinização que se baseia na capacidade que os grânulos de amido têm de absorver água quando molhados ou expostos à umidade. O amido de milho pode ser gelatinizado por efeito térmico ou por adição de soda cáustica, sendo que o processo de gelatinização por soda cáustica é, atualmente, o único aplicado industrialmente no Brasil.

Figura 1.9.5 - Estrutura geral do amido.

Ainda, os amidos de milho não-modificados apresentam um alto peso molecular que faz com que a molécula se estenda na solução agindo como “ponte” entre as partículas minerais na polpa, fenômeno designado como floculação. No caso dos minérios de ferro ocorre uma floculação seletiva da hematita que favorece seu direcionamento para o afundado.

2. OBJETIVOS

- Determinar a energia necessária para que após o fenômeno da Britagem o material passante possua a seguinte característica: P(80)=3,35 mm. - Escolher o modelamento matemático que melhor se adapta ao processo de fragmentação escolhido.- Avaliar qual dos métodos de concentração realizados será o mais indicado para obtenção de Pellet Feed Fines: Concentrado com teor de SiO2 menor que 2% e teor de ferro maior que 67,5%.

3. BRITAGEM

3.1 Metodologia

Materiais e Equipamentos

• Série de peneiras• Britador de Mandíbulas• Multímetro

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Abaixo segue um modelo do sistema de trabalho adotado para a prática de moagem realizada.

Figura 3.1 - Sistema de Moagem

Passamos o material primeiramente na série de peneiras, o material retido na peneira de maior abertura foi fragmentado no britador após passar por uma etapa de amostragem. O produto do britador foi passado em uma série de peneiras.

3.2 Resultados e Discussão

3.2.1 Energia Consumida:

O multímetro utilizado foi capaz de registrar a corrente consumida pelo bridador para fragmentar o material em cada intervalo de 0,05(s), com estes dados montamos uma tabela de Corrente(A) x Tempo(s)*3600.

Figura 3.2 -

Consumo de corrente

21

Sabemos que a área deste gráfico nos fornece o consumo de energia elétrica a partir do conhecimento da voltagem utilizada de 220 v.

Figura 3.3 - Área de corrente

Utilizamos do método de trapézio para calcular a energia gasta na etapa de Britagem no gráfico acima. Obtivemos o resultado de: E=4,70(kWh/T).

3.2.2 Distribuição Granulométrica

Alimentação:

Tabela 3.1 - Distribuição granulométrica da alimentação.Abertura(μm) Massa retida(g) Passante(%)

9500 2866,7 41,19

6350 491,8 31,10

3400 525,3 20,32

2360 139 17,47

1700 125,5 14,89

1000 139,1 12,04

600 105,5 9,88

425 47,6 8,90

300 45 7,98

212 73,8 6,46

150 16,5 6,12

Fundo 298,5 0,00

Produto:

Tabela 3.2 - Distribuição granulométrica do Produto.Abertura(μm) Massa retida(g) Passante(%)

9500 428,2 77,30

6350 530 49,21

22

3400 265,7 35,13

2360 112,4 29,17

1700 73,8 25,26

1000 76,4 21,21

600 56,2 18,23

425 38,5 16,19

300 40 14,07

212 36,6 12,13

150 39,48 10,03

Fundo 189,3 0,00

3.2.3 Modelo matemático:

A tabela abaixo mostra a faixa de ação dos modelos matemáticos utilizados nas etapas de fragmentação, podemos observar na tabela de distribuição granulométrica da alimentação que a maior peneira possui abertura da ordem de grandeza de 104. Neste tamanho podemos observar que o modelo de Kick parece mais adequado.

Figura 3.4 - Campo de validade dos modelos matemáticos.

Então temos a equação:

(Eq. 1.1)em que d1=F(80) e d0=P(80)

3.2.4 Cálculo de F(80) e P(80):

23

Conforme observado a equação de Kick necessita do P(80) e F(80), más a etapa de peneiramento não foi capaz de fornecer estes valores. Pois na alimentação possuo dados até 41,19% e no produto 77,30% de material passante. Assim para obter o comportamento das partículas em faixas mais elevadas utilizaremos o modelo de Gaudim para informar qual seria a abertura para 80% passante.

Y= 100.(x/K)m

(Eq. 1.2)

Para obtermos o valor das constantes para prever o comportamento da curva nos pontos desejados, utilizamos o seguinte método: Multiplicamos os valores de abertura e porcentagem passante por Log. Com este gráfico realizamos regressão linear, obtendo o seguinte resultado para a alimentação e produto:

Figura 3.5 - Logaritmo da alimentação.

Figura 3.6 - Logaritimo do Produto.

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De posse da regressão linear podemos estimar qual seria a abertura na qual possuímos 80% de material passante em ambos os casos.

Tabela 3.3F(80) 55252 (μm)P(80) 9800 (μm)

Com o auxilio da regressão linear podemos estimar o resto dos dados e

montar os seguintes gráficos:

Alimentação:

Figura 3.7 - Distribuição granulométrica completa da alimentação

Produto:

Figura 3.8 - Distribuição granulométrica completa do Produto

3.2.5 Cálculos:

25

A) Constante K:

Para determinar a constante k utilizaremos da quantidade de energia calculada com auxilio do método dos trapézios(E=4,70KWh/T) e os valores de F(80)= 55252 (μm) e P(80)= 9800 (μm). Utilizando a equação de Kick, temos um valor de 2,754 (Kwh/T) para a constante K.

Tabela 3.4Energia (E0) 4,7 (Kwh/T)

F(80)=(d1) 55252 (μm)

P(80)=(d0) 9800 (μm)

K 2,754 (Kwh/T)

B) Energia:

Calcularemos a energia necessária para que o produto possua um tamanho de 3,35 mm. Com o auxilio da equação de Kick, temos:

Tabela 3.5Energia gasta(3,35mm) 7,715(kWh/T)

4. Moagem

4.1 Metodologia



5. Classificação em Hidrociclone

5.1 Metodologia


26


6. Mesa Concentradora

6.1 Metodologia

Após prepararmos a mesa para operação, com uma mistura de quartzo e hematita, alimentamos o equipamento e analisamos visualmente as variáveis operacionais:

• Taxa de alimentação;• Vazão de água de diluição para a alimentação;• Vazão de água de operação ou espessura da lâmina líquida;• Amplitude e frequência do movimento.

Pudemos observar que as partículas se comportam como previsto anteriormente, mas como as variáveis foram modificadas ao mesmo tempo e sem um padrão, não sabemos informar quantitativamente a influência de cada uma no processo.

Respondemos às perguntas:

• O que deve ser feito para que o teor de sílica no concentrado seja reduzido à 2%?

• A mesa concentradora é ideal para a concentração de Pellet Feed Fines?


Através de dados obtidos anteriormente, recebidos do professor Luiz Cláudio, analisamos a variável “vazão de sólidos” mantendo-se as outras variáveis do processo constantes.

Tabela 5.1 - Testes de concentração na mesa vibratória (amostra de minério de ferro, 50% hematita 50% quartzo).

Vazão de Massa(g) Fe2O3 SiO2 (%) Recuperação Recuperação Eficiência de sólidos. (g/min.) (%) Metalúrgica

(%)Mássica (%) Separação

Concentrado 1046 360,09 90 10 61,98 34,43 55,09Alimentação 1045,74 50 50 Concentrado 136 135,62 50 50 100,00 100,00 0,00Alimentação 135,62 50 50 Concentrado 434 298,00 70 30 96,13 68,66 54,93Alimentação 434,00 50 50

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Concentrado 233 190,00 60 40 97,85 81,55 32,61Alimentação 233,00 50 50

Construímos gráficos, a partir dos dados fornecidos, relacionando: teor de hematita e recuperação metalúrgica; teor de hematita e recuperação mássica; teor de hematita, vazão de sólidos e recuperação metalúrgica.

Figura 5.1 - Recuperação Metalúrgica em função do Teor de Hematita

28

Figura 5.2 - Recuperação Mássica em função do Teor de Hematita

29

Figura 5.3 - Teor de Hematita e Recuperação Metalúrgica em função da Vazão de Sólidos.

A vazão de sólidos influência o processo da seguinte maneira: quanto maior a vazão de sólidos, maior é o teor do concentrado e menor é a recuperação do material., como foi previsto teoricamente.

Para obtermos 2% de sílica no concentrado, ou seja, aumentar o teor do mesmo, devemos aumentar a vazão de água de processo e de diluição, a vazão de sólidos e a inclinação da mesa, juntamente com a redução da frequência do aparelho.

A mesa “vibratória” não é um método adequado para a concentração de “Pellet Feed Fines”, pois trabalha bem com materiais de granulometria maior (de 60 a 550µm) que a deste produto (80-90% < 44 µm).

7. Espiral

7.1 Metodologia



30

8. Concentrador de Knelson e de Falcon

8.1 Metodologia

A tabela abaixo, fornecida pelo professor para o procedimento, ilustra as condições experimentais.

Tabela 8.1 – Dados Experimentais.


31

Figura 8.1 - Pressão X Teor de Fe2O3X Recuperação em massa de Fe2O3.

Os resultados obtidos evidenciaram que no Concentrador centrífugo Knelson o teor de sílica e a recuperação em massa de ferro diminuem à medida que aumentamos a pressão. Ainda, se aumentarmos a rotação, o teor de sílica diminui e a recuperação de ferro aumenta.

A análise dos dados mostrou que não é possível se obter um produto PPF, e esse concentrador serviria apenas para uma pré-concentração.

32

Figura 8.2 - Recuperação em Massa de Fe2O3X Pressão X Teor de sílica.

9. Jigue

9.1 Metodologia

Foram feitos 6 testes em diferentes condições, mantendo sempre a vazão da água de diluição constante e variando a vazão da água de processo, a vazão de sólidos e a altura do leito. Os resultados desses testes estão expressos na Tabela 9.1.

Tabela 9.1 - Testes de separação no jigue.

Para fazer o estudo dos efeitos das variáveis operacionais na relação teor x recuperação utilizaremos gráficos mantendo uma variável constante e comparando as outras duas, além de um gráfico de Teor de SiO2 x Recuperação em massa e de Fe, para saber qual é a eficiência de cada processo e um gráfico de Condição operacional x Recuperação em massa e

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de Fe e teor de SiO2 que responde como variar a condição operacional para obter o teor e a recuperação desejadas.


Para estudar o efeito da vazão da água de processo utilizaremos os testes 3,5 e 6 já que estes mantêm todas as variáveis constantes com exceção da variável estudada.

Como podemos observar no gráfico da figura 9.1 a recuperação diminui enquanto o teor de Fe2O3 aumenta com o aumento da vazão da água de processo.

Figura 9.1- Comportamento do teor de Fe2O3 e da recuperação com o aumento da vazão da água de processo.

Para testar os efeitos do aumento da vazão de sólidos comparamos os testes 1 e 2 e depois os testes 3 e 4, e de acordo com os gráficos das figuras 9.2 e 9.3, podemos ver que um aumento na vazão de sólidos gera um aumento no teor do minério recuperado, porém, diminui a recuperação em massa.

34

Figura 9.2 - Comparação dos testes 1 e 2 quanto à recuperação e teor de Fe2O3 no concentrado.

Figura 9.3 - Comparação dos testes 3 e 4 quanto à recuperação e teor de Fe2O3 no concentrado.

Para testar os efeitos do leito na eficiência do jigue comparamos os testes 1 e 3 e depois 2 e 4 já que entre estes o único fato que varia é a altura do leito.Analisando os gráficos das figuras 9.4 e 9.5 podemos perceber que um aumento na altura do leito do jigue aumenta o teor de Fe2O3 no concentrado diminuindo assim a recuperação.Não foi possível avaliar o efeito do tamanho do corpo do leito, pois não houve nenhum teste em que este fosse variado sem alterar a altura do leito.

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Figura 9.4 - Comparação entre os testes 1 e 3 quanto à altura do leito.

Figura 9.5 - Comparação entre os testes 2 e 4 quanto à altura do leito.

Como esperado de acordo com os gráficos das figuras 9.6 e 9.7 o teste que obteve a melhor eficiência foi o teste 6, já que utiliza a maior quantidade de água de processo, assim como a maior vazão de sólidos e altura do leito, tendo assim as melhores condições de operação.

36

Figura 9.6 - Teor de SiO2 e Recuperação do Fe de acordo com cada teste.

Figura 9.7 - Teor de SiO2 x Recuperação do Fe.

10. Separação Magnética

10.1 Metodologia


37


11. Flotação

11.1 Metodologia

A partir da variação da dosagem do depressor amido e do coletor amina foram estabelecidas cinco condições experimentais, descritas na tabela abaixo, para realização de flotação reversa da amostra de minério de ferro.

Tabela 9.1 – Variação das condições experimentais.Condição Amido (g/t) Amina (g/t)

C1 600 220C2 600 110C3 600 440C4 1200 220C5 300 220


• Célula de flotação;• Estufa;• Balança e• Reagentes: Amido (Depressor), amina (Coletor), espumante, ácido e/ou

base.


Na operação de flotação reversa da amostra de minério de ferro foi utilizado amido como agente depressor. As moléculas de amido se ligaram preferencialmente às partículas de hematita, permitindo que estas permanecessem hidrofílicas ao oferecer o impedimento estérico que impossibilitou a formação da ligação coletor-hematita. Assim, as partículas de hematita que permaneceram na polpa afundaram e foram recolhidas no concentrado.

O coletor amina se ligou preferencialmente às partículas de quartzo tornando sua superfície hidrofóbica e, consequentemente, permitindo que as mesmas fossem flotadas, ou seja, carreadas pelas bolhas de ar e direcionadas para a camada de espuma.

A tabela 9.2 apresenta algumas variáveis do processo de flotação, como: dosagem de coletar, dosagem de depressor, espessura da espuma, quantidade de bolhas e tempo de residência das partículas no processo. Também, mostra como estas variáveis, separadamente, influenciam nos

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valores de recuperação e teor de SiO2 no concentrado. Entretanto, os dados experimentais evidenciaram que nem sempre os resultados obtidos estarão de acordo com o esperado, e a avaliação do efeito de um dos reagentes, por exemplo, dependerá das condições físicas e químicas do meio em estudo.

Tabela 9.2 – Variáveis do processo de flotação e suas influências no processo.Variável O aumento da variável promove:

Dosagem de coletor • Menor teor de SiO2 no concentrado.

• Menor recuperação mássica.

• Menor recuperação metalúrgica.

Dosagem de depressor • Menor teor de SiO2 no concentrado.

• Maior recuperação mássica.

• Maior recuperação metalúrgica.

Espessura da espuma • Maior teor de SiO2 no concentrado.



Quantidade de bolhas • Menor teor de SiO2 no concentrado.

• Menor recuperação mássica.

• Menor recuperação metalúrgica.

Tempo de residência • Menor teor de SiO2 no concentrado.



A tabela abaixo apresenta os dados obtidos nos procedimentos

experimentais. Os valores das massas da alimentação, do concentrado e do rejeito em cada uma das condições, assim como os valores dos teores de ferro e quartzo, foram utilizados para cálculo das recuperações mássica e metalúrgica.

Tabela 9.3 – Resultados obtidos nas operações de flotação reversa de minério de ferro.

Condição Amido Amina Produto Massa Teor % Recuperação Recuperação (g/t) (g/t) (g) Fe SiO2 Mássica de Fe

Alimentação 220,8 37,10 46,09

C1 600 220 Concentrado 133,7 49,34 28,53 60,55 80,54

Rejeito 87,1 18,30 73,05

Alimentação 217,6 37,69 45,98

C2 600 110 Concentrado 121,9 59,54 15,27 56,02 88,49

Rejeito 95,7 9,86 85,09

Alimentação 222,4 37,38 47,45

C3 600 440 Concentrado 85,7 66,90 4,68 38,53 68,97

Rejeito 136,7 18,87 74,27

Alimentação 222,3 36,88 46,36

C4 1200 220 Concentrado 145,7 51,21 25,66 65,54 91,01

Rejeito 76,6 9,62 85,73

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Alimentação 224,0 36,79 46,79

C5 300 220 Concentrado 118,7 61,04 11,88 52,99 87,92

Rejeito 105,3 9,45 86,14

O gráfico da figura 9.1 mostra uma comparação entre o teor de SiO2 no concentrado juntamente com as recuperações mássica e de ferro em cada uma das condições experimentais trabalhadas. Nele, pode-se observar que a terceira condição apresentou o menor teor de SiO2, porém, também resultou em menores recuperações mássica e metalúrgica.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 1 2 3 4 5 6

Condição

Po

rcen

tag

em

Teor de SiO2

Recuperação Mássica

Recuperação de Fe

Figura 9.1 - Teor de SiO2, recuperação mássica e de ferro nas diferentes condições.

O mesmo também pode ser observado no gráfico da figura 9.2. Por se tratar de flotação reversa, à medida que as partículas de quartzo não são flotadas irão afundar juntamente com a hematita, resultando tanto no aumento do teor de SiO2 no concentrado quanto no aumento das recuperações. Entretanto, o último ponto, referente ao maior valor do teor de sílica no concentrado, apresentou um resultado diferente, uma vez que o aumento no teor de SiO2 foi acompanhado de uma redução nas recuperações. A comparação das condições experimentais C1 e C4 mostra que nos dois casos foi utilizada a mesma dosagem do coletor amina, 220 g/t, entretanto, a flotação da condição C4 ocorreu com o dobro de depressor amido utilizado na condição C1. Desta forma, o método feito com a menor dosagem de amido permitiu que o coletor ativasse não só as partículas de quartzo, mas, também, uma maior quantidade de partículas de hematita que não sofreram a ação do depressor. Este processo resultou no aumento do teor de SiO2 no concentrado, já que mais partículas permaneceram na polpa, porém, foi acompanhado de menores recuperações mássica e metalúrgica porque uma maior quantidade de hematita foi flotada, quando comparado com os dados resultantes da condição C4.

40

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 5 10 15 20 25 30

Teor de SiO2 (%)

Po

rcen

tag

em

Recuperação Mássica

Recuperação de Fe

Figura 9.2 - Recuperação mássica e de ferro em função do teor de SiO2 no concentrado.

O gráfico abaixo mostra melhor a influência do agente depressor nos processos de flotação realizados, pois compara três diferentes condições (C1, C4 e C5) em que somente a dosagem de amido foi variada. A comparação entre os resultados obtidos em C5 e C1 evidencia que o aumento da dosagem do depressor amido em C1 também aumentou a ação deste reagente nas partículas de quartzo, provocando o aumento do teor de SiO2 no concentrado, e o aumento da recuperação mássica. Porém, mais partículas de hematita foram flotadas como resultado da menor ação do depressor sobre elas, o que pode ser indicado pela redução da recuperação de ferro.

Figura 9.3 - Teor de SiO2 no concentrado, recuperação mássica e de ferro em função da quantidade de depressor amido. Valores para 220 g/t de coletor amina.

41

Ainda, a comparação entre as resultados obtidos nas condições experimentais C1 e C4 mostra que o aumento na dosagem de amido fez com que este reagente agisse menos nas partículas de quartzo e mais nas partículas de hematita, o que pode ser indicado pela queda do teor de SiO 2 no concentrado e o aumento das recuperações mássica e de ferro.

O gráfico da figura 9.4 mostra a variação do agente coletor nos processos de flotação realizados, comparando condições experimentais com a mesma dosagem de amido (C1, C2 e C3). A comparação entre os dados resultantes das condições C2 e C1 evidencia que o aumento da dosagem do coletor amina fez com que a ação deste regente fosse menor nas partículas de SiO2 e maior nas de hematita. Desta forma, observa-se o aumento do teor de SiO2 no concentrado, já que parte do coletor atuou na hematita, e, também, da recuperação mássica. Entretanto, ocorreu uma queda na recuperação de ferro, como resultado de uma maior quantidade de partículas de hematita flotada.

Figura 9.4 - Teor de SiO2 no concentrado, recuperação mássica e de ferro em função da quantidade de coletor amina. Valores para 600 g/t de depressor amido.

A comparação entre os dados obtidos pelas condições C1 e C3 mostra que a utilização do dobro da dosagem do coletor fez com que uma maior quantidade de partículas de quartzo fossem flotadas, resultando na queda do teor de SiO2 no concentrado. Porém, este reagente também agiu em uma maior quantidade de partículas de hematita, o que resultou na queda das recuperações de ferro e mássica.

Além da influência das dosagens de coletor e depressor, experimentos complementares poderiam avaliar a influência no processo de flotação de outras variáveis, como as apresentadas na tabela 9.1.

A comparação de todos os testes realizados mostra que nenhuma das condições experimentais permitiu a obtenção de um produto de minério de ferro classificado como pellet feed fines, pois se obteve como menor teor de SiO2 no concentrado 4,68%, e teor de ferro de 66,90%. Para atender ao propósito de obtenção de PFF o concentrado obtido neste processo, uma etapa rougher, poderia passar por uma outra etapa scavenger, de forma a tentar

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diminuir o teor de SiO2 e aumentar o teor de ferro. Ou ainda, um outro método de concentração poderia fazer parte da rota do processo.

12. Conclusão

Podemos avaliar como aceitável o valor encontrado para britar a partícula para 3,35 mm de forma a obter o minério na classificação de Pelled Feed Fines. Essa conclusão foi possível porque ao considerarmos o valor da energia de 0,5 US$, teríamos um gasto de 3,85 US$/T. Assim, considerando um valor de 200US$/T e que 50% deste valor será investido em transporte, temos 100US$ para a produção.

Entretanto, em se tratando de uma empresa real os dados obtidos no processo de britagem não poderiam ser 100% confiáveis, pois para atingir os valores de F(80) e P(80) utilizamos um modelo matemático baseado em uma tendência, e não em fatos. Para que os dados fossem absolutamente confiáveis deveríamos refazer a experiência de modo a obter os valores de P(80) e F(80) através de medidas reais, pois o erro nestas medidas ao longo de um ano pode causar prejuízos da ordem de milhões de dólares.

Com os dados obtidos no concentrador centrífugo Knelson concluímos que o teor de sílica e a recuperação em massa de ferro diminuem à medida que aumentamos a pressão, e que se aumentarmos a rotação, o teor de sílica diminui e a recuperação de ferro aumenta. Também, foi possível concluir que não é possível se obter um produto PPF, e esse tipo de concentrador serviria apenas para uma pré-concentração.

Os resultados obtidos pelo processo de concentração que utilizou o jigue mostraram que este não é um equipamento adequado para a produção de Pellet Feed Fines (teor SiO2 < 2%, P100 < 0,150mm), pois este equipamento não trabalha bem com partículas finas.Entre os testes feitos o único que obteve um produto com apenas 2% de SiO2 foi o o teste 6, logo é o único adequado à produção de PFF.

Os dados obtidos pelo método de flotação reversa de uma amostra de minério de ferro mostram que testes experimentais se fazem necessários para a definição de condições ótimas de operação, adequando variáveis, como as dosagens de coletor e depressor, de forma a se obter os melhores resultados.

A comparação dos resultados obtidos nas diferentes condições experimentais testadas mostrou que apesar de, em um processo de flotação reversa, o depressor amido se ligar preferencialmente ás partículas de hematita fazendo o coletor amina agir preferencialmente sobre as partículas de quartzo, resultados inesperados podem ocorrer em função das quantidades de coletor e depressor presentes. Assim, a condição experimental mais adequada ao processo foi aquela que utilizou 600 g/t de amido e 440 g/t de amina. Esta condição, C3, resultou em um concentrado com 4,68% de SiO2, 66,90% de ferro e recuperação mássica de 38,53% e recuperação de ferro de 68,97%. Entretanto, apesar de ser a condição experimental que resultou nos melhores resultados, o produto obtido não se enquadra na classificação de um Pellet feed fines. Para melhorar o método, este concentrado poderia passar por uma etapa scavenger adicional, ou, ainda, um outro método de separação poderia ser aplicado a ele.

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12. Referências Bibliográficas

NASCIMENTO, Débora Rosa. Flotação Aniônica de Minério de Ferro. Dissertação de Mestrado. PPGEM. UFOP. 2010.

SILVA, Ronney Rogério Rodrigues Silva. Interação entre Surfatantes na Flotação de Minérios de Ferro. Tese de Doutorado. DEM. UFMG.

VALADÃO, George Eduardo Sales. ARAUJO, Armando Corrêa. Introdução ao Tratamento de Minérios I. Belo Horizonte: Editora UFMG, 2007.

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12. Referências Bibliográficas

NASCIMENTO, Débora Rosa. Flotação Aniônica de Minério de Ferro. Dissertação de Mestrado. PPGEM. UFOP. 2010.

SILVA, Ronney Rogério Rodrigues Silva. Interação entre Surfatantes na Flotação de Minérios de Ferro. Tese de Doutorado. DEM. UFMG.

VALADÃO, George Eduardo Sales. ARAUJO, Armando Corrêa. Introdução ao Tratamento de Minérios I. Belo Horizonte: Editora UFMG, 2007.

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