AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES NA FLOTAÇÃO … · AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES . NA FLOTAÇÃO DIRETA DO MINÉRIO . FÓSFORO-URANÍFERO DE ITATAIA . Adalberto

AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES

NA FLOTAÇÃO DIRETA DO MINÉRIO

FÓSFORO-URANÍFERO DE ITATAIA

Adalberto Leles de Souza

Dissertação apresentada como parte dos requisitos para obtenção do Grau de Mestre em Ciência e Tecnologia das Radiações, Minerais e Materiais

2011

Comissão Nacional de Energia Nuclear

CENTRO DE DESENVOLVIMENTO DA TECNOLOGIA NUCLEAR

Programa de Pós-Graduação em Ciência e Tecnologia das

Radiações, Minerais e Materiais

AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES NA FLOTAÇÃO DIRETA

DO MINÉRIO FÓSFORO-URANÍFERO DE ITATAIA

Adalberto Leles de Souza

Dissertação apresentada ao Curso de Pós-Graduação em Ciência e Tecnologia das Radiações, Minerais e Materiais, como requisito parcial à obtenção do Grau de Mestre

Área de concentração: Ciência dos Materiais

Orientador: Dr. Fernando Soares Lameiras

Co-Orientador: Dr. Rodrigo Oscar de Albuquerque

Co-Orientador: Dr. José Aury de Aquino

Belo Horizonte

2011

i

Agradecimentos

Ao Professor Fernando Lameiras.

Ao Dr. Rodrigo Oscar de Albuquerque, pela co-orientação, amizade e incentivo demonstrado

durante a execução deste trabalho.

Ao José Aury de Aquino pelos conselhos dados.

A Francisco Jorge Caldeira pelo incentivo e ajuda na execução dos experimentos.

Aos demais servidores do Serviço de Tecnologia Mineral do CDTN: Carlos Antônio de

Morais, Plínio Eduardo Praes, Éder Anderson Souza de Oliveira, Waldeyr E. de Paula Júnior,

Antônio Furquim de Oliveira Luz, Luis Carlos da Silva, José dos Santos J. Pereira, Liliani

Pacheco Tavares, Mário Lúcio de Souza, Reinaldo Turbino da Silva, José Donato de Souza,

Zilmar Lima Lula, José Vicente Silva, Ronan Reis da Silva e Diego Rosa da Silva.

Aos colegas do prédio 7 pela amizade e incentivo.

Ao Centro de Desenvolvimento da Tecnologia Nuclear (CDTN), pela infraestrutura oferecida

e a todos demais servidores que colaboraram na execução deste trabalho.

A todas as empresas que forneceram os agentes coletores e depressores.

ii

Resumo

O Brasil consome enormes quantidades de fertilizantes a base de fósforo devido às

características do solo, pobre em nutrientes principais, e à grande produção agrícola. Apesar

do grande consumo, a produção de produtos fosfatados é insuficiente para atender a demanda

interna. Uma das razões é que os depósitos fosfáticos brasileiros não apresentam a qualidade

necessária para a produção de fertilizantes fosfatados. Dentre estes depósitos, está a jazida de

Itataia, uma ocorrência ígnea de fósforo e urânio localizada no estado do Ceará. Este depósito

apresenta significativas quantidades de carbonatos, principalmente a calcita, o que causa

sérios inconvenientes durante a produção do ácido fosfórico. Este trabalho compreendeu a

realização de testes de flotação direta com o minério fósforo-uranífero de Itataia realizado

com o intuito de obter um concentrado final de P2O5 com teor de 32%, adequado para a

produção de ácido fosfórico, e recuperação a mais elevada possível. Foi avaliado em escala de

laboratório o desempenho dos depressores inorgânicos (Calgon e silicato de sódio) e dos

orgânicos compostos por amidos não modificados (Flotamil 75 e fécula de mandioca) amidos

modificados (Filmplus® 9002 ACC, EP2031 e dextrina) e a carboximetilcelulose. Foi

verificado que, dentre os depressores estudados, a fécula de mandioca apresentou desempenho

superior. Estes resultados, obtidos em laboratório, serviram de subsídio para a realização de

testes piloto de flotação utilizando coluna. Os resultados do teste rougher-cleaner utilizando

circuito aberto (Teste ADP-5) produziram um concentrado final com teor e recuperação de

P2O5 de 33,49 e 80,7%, respectivamente. Os teores de CaCO3 e de U3O8 neste produto foram

8,54 e 0,27%.

iii

Abstract

Brazil consumes huge amounts of phosphorus-based fertilizers due to the characteristics of its

soil, poor in major nutrients, and the vast agricultural production. Despite the large

consumption, the production of phosphate is insufficient to meet the domestic demand. One

reason is that the Brazilian phosphatic deposits do not have the quality needed for producing

phosphate fertilizers. Among these deposits is the Itataia’s deposit, an igneous occurrence of

phosphorus and uranium in the state of Ceará. This deposit has significant amounts of

carbonates, mainly calcite, which causes serious inconveniences for the phosphoric acid

production. This work involved the testing of the direct flotation of Phosphorus-Uraniferous

ore from Itataia’s deposit carried out in order to obtain a final concentrate with a P2O5 content

of 32%, suitable for production of phosphoric acid, and the highest possible recovery. The

performance of inorganic depressants (Calgon and sodium silicate) and organic compounds

including unmodified starches (Flotamil 75 and cassava starch) and modified starches

(Filmplus® 9002 ACC, EP2031 and dextrin) and carboxymethylcellulose were evaluated on a

laboratory scale. It was found that among the studied depressants cassava starch showed the

better performance. These results obtained in the laboratory provided subsidies for pilot

testing using a flotation column. These tests were carried out using rougher-cleaner open

circuit (ADP-5 Test) and produced a final concentrate grade and recovery of P2O5 of 33.49

and 80.7%, respectively. The content of CaCO3 and U3O8 of this product were 8.54 and

0.27%, respectively.

iv

Lista de Figuras

Figura 1.1: Projeção da demanda global de fertilizantes N+P2O5+K2O (Rodrigues, 2009) .....1

Figura 1.2: Fluxograma da produção de ácido fosfórico (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008).3

Figura 1.3: Oferta doméstica (vermelho) e dependência externa (azul) de produtos para

fertilizantes(mil toneladas), (Souza e Fonseca, 2010)................................................................3

Figura 3.1: Estrutura de uma fluorapatita. O fósforo é representado pelo menor átomo e os

Ca1 e Ca2 são indicados por 1 e 2, respectivamente (Hughes e Rakovan, 2002)......................8

Figura 3.2: Estrutura da calcita (esquerda) e estrutura da dolomita (direita) (Webmineral)......9

Figura 3.3: Fluxograma do beneficiamento de minério fosfático da Flórida (Sis e Chander,

2003), adaptado ........................................................................................................................15

Figura 3.4: Diagrama esquemático da planta de beneficiamento da Agrium – KPO,

(Nanthakumar, Grimm et al., 2009), adaptado.........................................................................16

Figura 3.5: Estruturas da amilose e amilopectinia (Leja, 1982)...............................................21

Figura 3.6: A estrutura de uma dextrina (Nunes e Peres, 2010)...............................................24

Figura 3.7: Estrutura da celulose (Leja, 1982) .........................................................................25

Figura 3.8: Estrutura simplificada da carboximetilcelulose (Pearse, 2005) .............................25

Figura 4.1:Fluxograma do circuito rougher de flotação ..........................................................32

Figura 5.1: Análise mineralógica da amostra utilizada ............................................................34

Figura 5.2: Distribuição granulométrica da amostra utilizada .................................................35

Figura 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação .............................37

Figura 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação...............38

Figura 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação ......................41

Figura 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação.......42

Figura 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação ...43

Figura 5.8: Efeito da dosagem de EP2031 sobre os resultados da flotação ............................44

v

Figura 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação...........................45

Figura 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5 ..46

Figura 5.11: Comparação do desempenho dos depressores utilizados nos testes de flotação..48

Figura 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da

flotação .....................................................................................................................................50

Figura 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação........................................51

Figura 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação .......................52

Figura 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação.......................................53

vi

Lista de Tabelas

Tabela 3.1: Especificações dos concentrados de rochas fosfáticas (Lapido-Loureiro e

Melamed, 2008)........................................................................................................................10

Tabela 3.2: Composição cromatográfica (%) dos principais óleos vegetais utilizados como

coletores (Guimarães et al., 2005)............................................................................................18

Tabela 3.3: Limite de concentração de íons interferentes na flotação de barita e apatita

(Guimarães et al., 2005) ...........................................................................................................20

Tabela 3.4: Teor aproximado de amilose em diversos amidos (Araujo, 1988)........................22

Tabela 4.1: Reagentes utilizados nos testes de flotação ...........................................................29

Tabela 5.1: Análise química da amostra utilizada....................................................................34

Tabela 5.2: Análise granulométrica da amostra utilizada.........................................................34

Tabela 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação.............................37

Tabela 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação...............38

Tabela 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação......................41

Tabela 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação ........42

Tabela 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação ...43

Tabela 5.8: Efeito da dosagem de Amido EP2031 sobre os resultados da flotação................44

Tabela 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação...........................45

Tabela 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5 ..46

Tabela 5.11: Melhores resultados obtidos na flotação em laboratório .....................................48

Tabela 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da

flotação .....................................................................................................................................50

Tabela 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação .......................................51

Tabela 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação.........................52

Tabela 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação ........................................53

Tabela 5.16: Resultados dos testes rougher de flotação em escala piloto ................................54

vii

Sumário

Agradecimentos ...........................................................................................................................i

Resumo .......................................................................................................................................ii

Abstract......................................................................................................................................iii

Lista de Figuras .........................................................................................................................iv

Lista de Tabelas .........................................................................................................................vi

1. Introdução...........................................................................................................................1

2. Objetivos.............................................................................................................................5

3. Revisão Bibliográfica .........................................................................................................6

3.1 Os depósitos de fosfato ................................................................................................6

3.2 A apatita .......................................................................................................................7

3.3 A calcita e a dolomita ..................................................................................................8

3.4 Beneficiamento de fosfatos..........................................................................................9

3.5 Regentes Utilizados na Flotação de Fosfatos.............................................................17

3.5.1 Coletores.............................................................................................................17

3.5.2 Depressores.........................................................................................................20

4. Metodologia......................................................................................................................28

4.1 Origem e preparo da amostra.....................................................................................28

4.2 Caracterização Química e Mineralógica....................................................................28

4.3 Caracterização Granulométrica..................................................................................28

4.4 Preparo dos Reagentes ...............................................................................................29

4.5 Testes de flotação em bancada...................................................................................30

4.6 Testes piloto de flotação em coluna...........................................................................31

5. Resultados e Discussão.....................................................................................................33

5.1 Caracterização mineralógica, química e granulométrica ...........................................33

viii

5.2 Testes de flotação em laboratório ..............................................................................36

5.2.1 O efeito dos depressores .....................................................................................36

5.2.2 Variáveis de processo .........................................................................................49

5.3 Testes piloto de flotação ............................................................................................54

6. Conclusões........................................................................................................................58

7. Referências Bibliográficas................................................................................................59

8. Apêndices .........................................................................................................................63

8.1 Apêndice A: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Bancada ..............63

8.2 Apêndice B: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Escala Piloto .......86

1

1. INTRODUÇÃO

Fertilizantes são materiais que fornecem um ou mais elementos químicos necessários ao

desenvolvimento e crescimento adequados das plantas. São utilizados em grande quantidade

na agricultura porque promovem o aumento da produtividade agrícola (Organization e Center,

1998).

O Brasil consome enormes quantidades de fertilizantes devido às características do solo,

pobre em nutrientes principais, e a grande produção agrícola, que retira do solo grandes

quantidades desses nutrientes. Em 2009, o Brasil foi o quarto maior consumidor de

fertilizantes, ficando atrás da China, Índia e Estados Unidos. A Figura 1.1 mostra a projeção

da demanda de fertilizantes N+P2O5+K2O até o ano de 2012 (Rodrigues, 2012).

Figura 1.1: Projeção da demanda global de fertilizantes N+P2O5+K2O

(Rodrigues, 2009)

Dentre os fertilizantes mais utilizados destacam-se aqueles a base de fósforo. O fósforo é um

elemento que apresenta relativa abundância na crosta terrestre, extraído principalmente de

2

rochas fosfáticas. Ele faz parte do grupo dos macronutrientes (potássio, fósforo e nitrogênio),

desempenhando diversas funções no metabolismo e crescimento das plantas.

Segundo o Departamento Nacional de Produção Mineral, DNPM (Souza e Fonseca, 2010), as

principais reservas de rocha fosfática estão situadas nos Estados Unidos, Marrocos e Rússia.

A reserva brasileira representa apenas 0,72% das reservas mundiais. Estas reservas situam-se

nos estados de Minas Gerais (67,9%), Goiás (13,8%) e São Paulo (6,1%), que juntos

representam 87,8% da reserva nacional. O restante das reservas está distribuído nos estados de

Santa Catarina, Ceará, Pernambuco, Bahia, Paraíba e Tocantins.

A principal aplicação da rocha fosfática é na fabricação de ácido fosfórico (H3PO4) para a

produção de fertilizantes, que, tanto em escala mundial quanto nacional, consome cerca de

90% da sua produção. Restam, portanto, apenas 10% para outras aplicações. A produção de

ácido fosfórico brasileira a partir de concentrados fosfáticos segue o caminho

hidrometalúrgico, utilizando-se o ataque sulfúrico, que pode ser dividido em três etapas:

produção de ácido fosfórico diluído (27-30%), filtração/clarificação e concentração do ácido

produzido (52%) (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008), vide Figura 1.2. A partir do ácido

fosfórico podem ser produzidos produtos intermediários pela reação com a amônia anidra, tais

como fosfato diamônio (DAP) e fosfato monoamônio (MAP). O urânio pode ser recuperado

como sub-produto.

A produção nacional de ácido fosfórico foi de 2.128 mil toneladas (1.083 mil toneladas em

P2O5) em 2008 (Souza e Fonseca, 2010). Apesar do aumento da produção de produtos

fosfatados em 2009, a produção brasileira de fertilizantes é insuficiente para atender a

demanda interna, conforme Figura 1.3. Uma das razões seria que os depósitos brasileiros não

apresentam a qualidade necessária para produção de fertilizantes solúveis em água seguindo o

processo convencional de forma que seriam necessários obter ou aperfeiçoar métodos de

beneficiamento das rochas fosfáticas brasileiras.

3

Enxofre

Produção deH2SO4

H2SO4

RochaFosfática

Produção deH3PO4

Fosfogessocom Ra e TR

H3PO4

NH3 Amoniação

DAP MAPFsofato deAmônio

Figura 1.2: Fluxograma da produção de ácido fosfórico (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008)

Potássio

Enxofre NPK

Rocha F

osfátic

a

Ácido Fosfó

rico

Amonia Anidra

Uréia

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

483

480

3596

6204

2469

10261268

Figura 1.3: Oferta doméstica (vermelho) e dependência externa (azul) de produtos para fertilizantes(mil toneladas), (Souza e Fonseca, 2010)

4

Dentre os depósitos fosfáticos destaca-se o de Itataia, pertencente às Indústrias Nucleares do

Brasil (INB), localizado no estado do Ceará, a 212 km de Fortaleza. Este depósito contém 80

milhões de toneladas de fosfato com teor de 11,5%, associado a 142.500 toneladas de urânio.

Entretanto, ele possui quantidades significativas de carbonatos, principalmente calcita

(Aquino, 1991). Estes minerais, além de contribuir para a diminuição do teor de P2O5,

aumentam consideravelmente o consumo de ácido sulfúrico no processo de produção de ácido

fosfórico.

Para o aproveitamento do fosfato e do urânio contidos no minério de Itataia é necessário então

realizar processos de beneficiamento não usuais. O processo de concentração por flotação foi

estudado na década de 1980 pelo Centro de Desenvolvimento da Tecnologia Nuclear

(CDTN), quando foi demonstrada a sua viabilidade técnica. Entretanto, o elevado teor de

calcita implicou em muitas dificuldades para a concentração da apatita, mineral portador de

fósforo e urânio (Aquino, 1991).

O presente trabalho pretende contribuir, através da busca de uma rota de processamento

mineral por flotação do minério fósforo-uranífero de Itataia, para a diminuição da

dependência externa de fertilizantes fosfatados e para o fornecimento de urânio para a

produção de combustível nuclear para as usinas nucleares brasileiras.

5

2. OBJETIVOS

Este trabalho compreendeu a realização de testes de flotação direta com o minério fósforo-

uranífero de Itataia com o intuito de obter um concentrado final de P2O5 com teor de 32% e

recuperação a mais elevada possível, com os seguintes objetivos:

• Avaliar em escala de laboratório o efeito dos depressores inorgânicos (silicato de sódio

e Calgon) e dos depressores orgânicos (amidos não modificados (Flotamil 75 -

Caramuru e Fécula de Mandioca - Cargill); amidos modificados (dextrina, Filmplus®

9002 ACC e EP2031, produzidos pela Cargill); e a carboximetilcelulose;

• Estudar em escala de laboratório as variáveis de processo: tempo de condicionamento

do depressor, valor de pH, temperatura da polpa e vazão de ar, utilizando tipo e

dosagem de depressor otimizado no item anterior e

• Verificar, em escala piloto, utilizando colunas, o desempenho do tipo de depressor

selecionado e das condições de processo definidas em escala de laboratório.

6

3. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA

3.1 Os depósitos de fosfato

Os principais depósitos de materiais fosfatados economicamente viáveis são constituídos por

rochas fosfáticas. Estas rochas podem ser de origem sedimentar ou ígnea. Existem ainda os

depósitos formados a partir de materiais orgânicos, tais como dejetos de aves e guano.

Entretanto, estes depósitos apresentam pouca importância econômica (Lapido-Loureiro e

Melamed, 2008; Souza e Fonseca, 2010).

Dependendo da sua origem, as rochas fosfáticas podem possuir variadas características

mineralógicas, químicas e texturais. Além disso, depósitos inteiros ou partes dele podem ser

influenciados por condições de superfície que alteram as suas características mineralógicas e

químicas (Organization e Center, 1998; Lapido-Loureiro e Melamed, 2008).

As rochas fosfáticas sedimentares podem variar desde materiais não consolidados para

material fracamente cimentados ou até rochas altamente duras. Em geral, apresentam

partículas de fosfato, areia e argila que tendem a formar um material não consolidado

(Organization e Center, 1998).

Os minerais acessórios mais comuns associados às rochas fosfáticas sedimentares são o

quartzo, argilas (caolinita e as esmectitas) e dois carbonatos: a dolomita (CaMg(CO3)2) e a

calcita (CaCO3). As micas (biotita e moscovita) também podem ser encontradas.

Nos depósitos fosfáticos de origem ígnea podem estar presentes feldspatos alcalinos, micas,

piroxênios, anfibólios, calcita, dolomita e óxidos de ferro como minerais acessórios. Além

desses minerais, o intemperismo leva a formação de minerais secundários, tais como argilas e

fosfatos secundários.

Os depósitos brasileiros de rochas fosfáticas são compostos por cerca de 80% de material de

origem ígnea com forte presença de minerais micáceos e rocha carbonatítica. Os teores de

P2O5 nos depósitos brasileiros podem variar de cerca 5 a 23% (Lapido-Loureiro e Melamed,

2008).

A jazida de Itataia, uma ocorrência ígnea de fósforo e urânio, está localizada na parte central

do estado do Ceará. Divide-se em duas unidades tectônicas conhecidas como Cinturão

Dobrado do Jaguaribe e o Maciço de Santa Quitéria. A jazida possui reservas geológicas de

142.500 t de urânio associado a fosfato. A reserva lavrável tem 80 x 106 t de minério com

7

teores de 11,5% de P2O5 e 1.000 ppm de U3O8, podendo-se inferir um total de 9,0 x 106 t e

79.000 t de P2O5 e U3O8 contidos, respectivamente. O minério ocorre desde a superfície até a

profundidade de 180 metros (Albuquerque, 2010).

3.2 A apatita

A apatita, Ca5(PO4)3(OH,F,Cl), é o principal mineral portador de fósforo dos depósitos

fosfáticos. Apresenta-se na forma de cristais de hábito prismático e densidade variando entre

3,15 a 3,20. Possui brilho vítreo a sub-resinoso e pode apresentar as cores verde, castanho,

azul, violeta ou incolor (Dana, 1975).

A sua estrutura é constituída por átomos de fósforo pentavalente em coordenação tetraédrica

com quatro átomos de oxigênio. Este grupo tetraedro, PO43-, compartilha seus átomos de

oxigênio com átomos de cálcio em dois sítios estruturais distintos, Ca1 e Ca2. No primeiro, o

Ca1 está coordenado com nove átomos de oxigênio. No segundo sítio estrutural, o Ca2 está

coordenado com oito átomos de oxigênio. Cada átomo de flúor ou cloro ou hidroxila está em

um triângulo formado por três átomos de cálcio (Klein e Hurlbut, 1999). A Figura 3.1

apresenta a estrutura da apatita.

A estrutura e a química da apatita permitem que cátions metálicos (K, Na, Mn, Ni, Cu, Co,

Zn, Sr, Ba, Pb, Cd, Sb, Y e U) substituam o cálcio e que grupos aniônicos (AsO43-,SO4

2-,CO3

2-

e SiO44-) substituam os grupos PO4

3-, gerando estruturas diversificadas. A substituição do

átomo de flúor por hidroxila e por átomos de cloro produzem a hidroxiapatita Ca5(PO4)3OH e

a cloroapatita Ca5(PO4)3Cl, respectivamente (Klein e Hurlbut, 1999; Hughes e Rakovan,

2002). O mineral minério predominante nos depósitos fosfáticos brasileiros é a fluorapatita.

O urânio pode estar presente na apatita como elemento traço. Ou substituindo o Ca, na sua

estrutura, sob a forma de U4+, ou adsorvido sob forma de íon uranilo (UO2+). Os teores de

urânio podem variar de 3 a 399 ppm nos minérios fosfáticos (Lapido-Loureiro e Melamed,

2008).

8

Figura 3.1: Estrutura de uma fluorapatita. O fósforo é representado pelo menor átomo e os Ca1 e Ca2 são indicados por 1 e 2, respectivamente (Hughes e Rakovan, 2002).

A grande variedade das substituições dos átomos e grupos aniônicos na estrutura da apatita

reflete em diferenciadas propriedades superficiais das apatitas de acordo com depósito de

origem. Este fato pode levar a diferentes comportamentos frente ao processo de flotação

(Albuquerque, 2010; Oliveira e Peres, 2010).

3.3 A calcita e a dolomita

As rochas fosfáticas contendo carbonatos são notáveis devido à sua abundância. Os minerais

calcita (CaCO3) e a dolomita CaMg(CO3)2 são os dois carbonatos que aparecem comumente

em depósitos fosfáticos como minerais contaminantes.

A estrutura dos minerais do grupo dos carbonatos contém o grupo aniônico CO32-

com

geometria triangular plana, que não compartilha seus átomos de oxigênio com outros grupos

carbonatos. Na calcita, os grupos carbonatos se combinam com os íons cálcio de tal forma que

são produzidas camadas de cátions e ânions. Cada íon cálcio está coordenado em relação a

seis íons oxigênio e cada íon oxigênio está coordenado a dois íons cálcio. O carbono está

situado no centro do grupo carbonato, conforme mostrado na Figura 3.2. A estrutura da

dolomita é semelhante à da calcita, com camadas de cátions alternando-se entre os íons cálcio

e magnésio (Dana, 1975).

9

Figura 3.2: Estrutura da calcita (esquerda) e estrutura da dolomita (direita) (Webmineral)

3.4 Beneficiamento de fosfatos

Em geral, a qualidade de concentrados fosfáticos é dada em termos de seu conteúdo de

pentóxido de fósforo (P2O5). Entretanto, no comércio e na indústria é mais comum expressá-

lo em termos de FTC - fosfato tricálcio Ca3(PO4)2, também conhecido por Bone Phosphate of

Lime- BPL. A relação entre estes termos é: 80% BPL = FTC = 36,6% P2O5 = 16% P. Apesar

do teor de P2O5 ser considerado o principal parâmetro de qualidade em concentrados

fosfáticos, fatores físicos e químicos também devem ser levados em consideração

(Organization e Center, 1998; Lapido-Loureiro e Melamed, 2008). A Tabela 3.1 apresenta

algumas especificações para concentrados fosfáticos para a produção de ácido fosfórico.

10

Tabela 3.1: Especificações dos concentrados de rochas fosfáticas (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008)

Itens Valores Considerações

P2O5 Até 42% -

CaO : P2O5 1,32 – 1,61 Deve ser o menor possível para diminuir o consumo de H2SO4.

Fe e Al Fe2O3 ou Al2O3 < 3-4%. P2O5/R2O3 ≈ 20

Desejável: 0,1-2% de Fe2O3 ou 0,2-3% de Al2O3 com 60-90% passando para o ácido

Formam fosfatos complexos; influenciam a viscosidade do ácido; originam resíduos de pós-precipitação.

Mg 0,5-1,5% na apatita. Desejável P2O5/MgO ~ 78% com 0,2-0,6% de MgO

Forma fosfatos coloidais complexos com Al e F que entopem os filtros.

F F: 2-4%; P2O5/F: 6-11 nas apatitas; Si/F pode ser maior. F passando 25-75% para o ácido

Corrosivo. Pode modificar a formação de cristais. Possível co-produto.

SiO2 1-10%. 5-40% passando para o ácido Em quantidades elevadas causa abrasão. Transforma o HF em

ácido Fluossilícico, menos corrosivo. Forma complexos com Al, Na, Mg e Fe.

Si:F Baixa razão dá origem a ácido com teor de F elevado -

11

Tabela 3.1 (cont.): Especificações dos concentrados de rochas fosfáticas (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008)

Itens Valores Considerações

Sr 0-3% de SrO Inibe a recristalização de gesso hemihidratado (CaSO4.½H2O)

Cl 0 a 0,055% passa totalmente para o ácido Acima de 0,03% provoca forte corrosão.

Carbonato 0,7-8% Aumenta o consumo de H2SO4.

Matéria orgânica 0,1-1,5% Dificulta a filtração. Estabiliza a espuma durante o ataque ácido.

Elementosmenores Mn, Fe, Zn, Ti e Cu Pode contribuir para a pós-precipitação de fosfatos insolúveis.

Elementostóxicos

Cd, Hg, Cr, As, Pb, Se, U-Th, V Impõem teores baixos (< 0,8- 255 ppm de Cd, por exemplo)

Podem ser micronutrientes potenciais. Passam para o ácido proporções significativas.

U 35-400 ppm U3O8. 75-80% passando para o ácido Recuperável, podendo constituir um subproduto.

12

Em geral, alto teor de P2O5 equivale a baixo teor de impurezas, alto rendimento por tonelada

de material transportado, manuseado e processado, aumenta a eficiência de reação, diminui

problemas de processamento e produz menos resíduos. Entretanto, as reservas de rochas

fosfáticas com alto teor P2O5 têm sido amplamente utilizadas, de forma que há um decréscimo

contínuo na qualidade mundial das rochas fosfáticas, sendo portanto necessários processos de

beneficiamento a medida que as rochas de alta qualidade são esgotadas.

Em virtude da ampla diversidade da composição dos minerais de ganga encontrados nas

rochas fosfáticas, várias técnicas de beneficiamento podem ser empregadas para elevar o teor

de fósforo. A escolha de uma ou mais de uma dessas técnicas irá depender tanto do tipo de

minério quanto dos minerais de ganga associados.

Redução de tamanho e peneiramento: Essa técnica utiliza as diferenças na friabilidade entre

os minerais fosfatados e a ganga associada (carbonatos, quartzo e outros silicatos). Na maioria

dos casos, os fosfatos são friáveis, enquanto a ganga é dura, de forma que o material fino

gerado por moagem será rico em fosfatos. No entanto, alta porcentagem de P2O5 pode ser

perdida na fração grossa.

Atrição (escrubagem) e classificação: Essa técnica é usada quando os principais minerais de

ganga são argilas. As argilas são caracterizadas pelo seu tamanho fino e grãos soltos. A etapa

de atrição libera e dispersa as partículas argilosas na água, sendo estas removidas por

deslamagem e/ou classificação.

Separação magnética: Utilizada quando a ganga é constituída de minerais que apresentam

alta susceptibilidade magnética. Separadores magnéticos são então usados como uma das

etapas de beneficiamento para a remoção de constituintes magnéticos.

A lixiviação de minérios fosfáticos com ganga composta por carbonatos de cálcio e magnésio

tem sido amplamente estudada. Neste processo, os carbonatos podem ser dissolvidos tanto em

ácidos orgânicos quanto em ácidos inorgânicos. Entretanto, o uso de ácidos inorgânicos fortes

apresentam altas velocidades de reação, que, além de dissolver os carbonatos, podem também

atacar a apatita, levando a perdas de P2O5. O uso de ácidos orgânicos é uma alternativa ao

processo de lixiviação por ácidos fortes, porque apresenta maior seletividade no ataque ácido

(Gharabaghi et al., 2010). Zafar e Ashraf (2007) observaram que o ácido lático pode ser

utilizado na dissolução seletiva de material calcário. Eles ainda observaram que a temperatura

de reação, o tamanho de partícula, a concentração de ácido e a proporção líquido/sólido são

parâmetros que influenciam na velocidade de dissolução. Zafar et al. (2006) através do uso do

13

ácido fórmico, conseguiram aumentar o teor de P2O5 em cerca de 30 a 35%, com

correspondente redução de 67 a 72% no teor de CO2 e recuperação de 70% sob condições

ótimas de operação. Gharabaghi et al. (2009) avaliaram o uso do ácido acético na lixiviação

de um minério fosfático-calcáreo da mina de Lar Mountain com teor de P2O5 de 10%. Neste

processo, em condições ótimas de operação, o teor de P2O5 foi aumentado para 32,1% com

recuperação de 81%. A reação envolvida na dissolução do carbonato pelo ácido acético pode

ser escrita como:

CaCO3(s) +2CH3COOH(aq) Ca(CH3COO)2(aq) + CO2(g) + H2O(l)

A calcinação pode ser utilizada na remoção de carbonatos livres e da matéria-orgânica. Este

processo tem sido utilizado em cerca de 10% de todo fosfato produzido. É baseado na

dissociação do carbonato de cálcio através da energia térmica. As seguintes etapas estão

envolvidas no processo de calcinação (Abouzeid, 2008):

Etapa 1: Remoção de água (Secagem) Temperatura 120-150°C

Etapa 2: Remoção de matéria orgânica (Calcinação) Temperatura 650-750°C

Etapa 3: Dissociação de carbonatos (Calcinação) Temperatura 850-1000°C

CaCO3 + Calor CaO + CO2 + 42kcal/mol

Etapa 4: Remoção de fluoretos (Defluorização) Temperatura maior que 1350°C

Os óxidos (CaO e MgO) produzidos no processo de calcinação de carbonatos em grande

quantidade podem ser removidos pela hidratação com água seguida de uma etapa de

classificação e secagem.

Apesar dos processos de beneficiamento por lixiviação e calcinação de minérios fosfáticos

com altos teores de carbonatos livres serem possíveis tecnicamente, estes processos

apresentam várias desvantagens (Elgillani e Abouzeid, 1993). Dentre elas estão os altos

custos de implantação das plantas de beneficiamento, o elevado consumo de energia, baixa

reatividade dos produtos gerados no processo de calcinação e o elevado preço dos ácidos

orgânicos utilizados no processo de lixiviação.

A flotação é utilizada no processamento de mais de 60% do mercado mundial de fosfato.

Neste processo, o minério sofre uma preparação prévia, que consiste nas etapas de britagem e

moagem para obtenção da liberação adequada do mesmo. Em seguida, realiza-se a etapa de

deslamagem para a remoção de finos, que, além de aumentar o consumo de reagentes, diminui

14

a seletividade e a recuperação da apatita (Peres et al., 2009). A separação magnética pode

ainda ser usada para a remoção de minerais magnéticos.

O desempenho da flotação de minérios fosfáticos depende de suas características químicas,

físicas e especialmente de sua composição mineralógica. Sis e Chander (2003) descrevem o

processo de flotação de um depósito fosfático sedimentar com ganga consistindo basicamente

de material silicatado. Neste processo, após a deslamagem, o minério é condicionado com

ácidos graxos e óleo combustível em pH 9,0-9,5 onde a apatita é primeiro flotada, separando-

a dos silicatos e carbonatos no estágio rougher. O concentrado rougher é então submetido a

uma escrubagem utilizando ácido sulfúrico para remover o coletor das partículas de apatita.

Finalmente, o concentrado rougher é submetido a flotação reversa com coletor catiônico

(amina) em pH =7,0 para a remoção dos silicatos, atingindo um teor de P2O5 de cerca de 30%.

A Figura 3.3 mostra o fluxograma do processo.

O processo de beneficiamento de minério fosfático de origem ígnea com alto teor de ferro da

Agrium Inc.- Kapuskasing Phosphate Operations (KPO) é descrito por Nanthakumar et al

(2009). Neste processo, o run-of-mine é inicialmente britado, classificado e moído. A fração

menor que 0,3 mm é deslamada em aproximadamente 0,025-0,020 mm em hidrociclones,

sendo o underflow deste a alimentação da flotação. Esta é condicionada utilizando amido

como depressor dos minerais de ferro seguida da adição de tall oil como coletor de fosfato. O

circuito de flotação consiste de células de flotação em um único estágio rougher em pH 10,5-

11,0. O concentrado da flotação é então submetido a duas etapas de separação magnética para

a remoção de material magnético residual. A Figura 3.4 mostra o fluxograma do processo.

A flotação de minérios de fosfato sílico-carbonatado parece ser a alternativa técnica mais

economicamente viável quando comparada aos processos de calcinação e lixiviação.

Entretanto, a flotação seletiva de carbonatos a partir de fosfatos é bastante difícil devido à

similaridade nas propriedades físico-químicas dos minerais carbonatados e fosfatados (Tanaka

et al., 1988). Metais alcalino terrosos semelhantes presentes na estrutura cristalina desses

minerais contribuem para a adsorção não seletiva de agentes coletores, como por exemplo no

sistema apatita/calcita/dolomita/ácido oleico, em que todos os minerais possuem em comum o

cátion Ca2+, com o qual o oleato forma ligações químicas.

O desenvolvimento da rota de beneficiamento de minérios fosfáticos com ganga carbonatada

por meio da flotação direta é baseada na procura por reagentes e pela definição das condições

adequadas para uma depressão seletiva dos carbonatos (Lima, 1993). Dentre os reagentes

pesquisados para a depressão dos fosfatos estão o ácido fosfórico, os fosfatos, tartaratos

15

associados com sulfatos, os policarboxilatos, e os amidos modificados e não modificados

(Araujo, 1988; Assis et al., 1996; Abouzeid, 2008; Barros et al., 2008; Gharabaghi et al.,

2010). A seguir está apresentada uma revisão do sistema de reagentes utilizados na flotação

de minérios de fosfatos com ganga carbonatada.

FosfáticoMinério

Deslamageme Classificação

Alimentaçãoda Flotação

Figura 3.3: Fluxograma do beneficiamento de minério fosfático da Flórida (Sis e Chander, 2003), adaptado

Ácido Graxo CondicionamentoÓleo Combustível (pH = 9 - 9,5)

Soda Cáustica

Flotaçãode Fosfato Rejeito

(Carbonatos e Silicatos)

ConcentradoRougher

EscrubagemH2 SO4 Ácida

Flotaçãode Silicatos Silicatos Amina

ConcentradoFinal

16

Figura 3.4: Diagrama esquemático da planta de beneficiamento da Agrium – KPO, (Nanthakumar, Grimm et al., 2009), adaptado

17

3.5 Regentes Utilizados na Flotação de Fosfatos

A flotação, segundo Leja (1982), é uma técnica para separação de partículas hidrofóbicas das

partículas hidrofílicas. O conceito de hidrofobicidade está relacionado com a umectabilidade

ou “molhabilidade” de uma partícula. Quanto mais hidrofóbica a superfície da partícula,

menos ela será “molhada” pela água. O oposto de hidrofobicidade é a hidrofilicidade. Uma

partícula hidrofílica é ávida por água. Entretanto, poucos minerais apresentam

hidrofobicidade natural necessária ao processo de flotação. Assim sendo, é necessária a

manipulação dessas superfícies por meio de indução seletiva de características hidrofóbicas

pelo uso de reagentes, que podem ser compostos orgânicos e inorgânicos que controlam as

características interfaciais.

3.5.1 Coletores

Os coletores são reagentes orgânicos pertencentes à classe dos surfatantes que adsorvem na

superfície de um determinado mineral tornando-o hidrofóbico. Desse modo, a bolha de ar

produzida numa máquina de flotação encontrará a superfície mineral revestida com a

extremidade hidrofóbica da molécula do coletor e poderá então ocorrer a adesão entre

partícula e bolha (Leja, 1982; Fuerstenau e Urbina, 1988).

Os ácidos graxos são os coletores mais utilizados no beneficiamento de minérios fosfáticos.

Eles podem ser obtidos a partir de gorduras e óleos vegetais, animais ou pela hidrólise,

destilação ou hidrogenação de frações do petróleo (Leja, 1982; Guimarães et al., 2005). Os

ácidos graxos são na realidade misturas de ácidos carboxílicos de cadeia longa. A sua

composição depende da fonte a partir da qual ele foi extraído. A Tabela 3.2 mostra a

composição de alguns ácidos graxos presentes em óleos utilizados como coletores.

18

Tabela 3.2: Composição cromatográfica (%) dos principais óleos vegetais utilizados como coletores (Guimarães et al., 2005)

Composição dos Ácidos Graxos (%) Ácido/Fórmula Molecular

Arroz Soja Tall Oil Coco Mamona Milho Oliva

Caprílico C8H18O2

- - - 3,5 - - -

Cáprico C10H20O2 - - - 4,5 - - -

Láurico C12H24O2 - - - 44,7 - - -

Mirístico C14H28O2 - 0,1 - 17,5 - - -

Palmítico C16H32O2 17,5 10,5 0,2 9,7 1,2 11,4 16,9

Esteárico C18H36O2 1,3 3,2 2,2 3,1 1,0 2,2 2,7

Oleico C18H34O2 39,9 22,8 59,3 15,2 3,3 26,0 61,0

Linoleico C18H32O2 39,1 54,5 36,8 1,8 3,6 - 14,8

Linolênico C18H30O2

0,3 8,3 - - 0,2 58,7 0,6

Ricinoleico C18H34O3

- - - - 89,2 0,8 -

No Brasil o tall oil era utilizado nas usinas de fosfato até a década de 1980, quando foi

substituído por outros óleos vegetais (óleos de soja e arroz). Essa troca se deve ao fato de que

o custo para importação deste reagente tornou-se inviável e o tall oil brasileiro não podia ser

empregado por conter ácidos resínicos que interferiam negativamente na flotação da apatita

(Guimarães et al., 2005).

A adsorção de ácidos graxos sobre a superfície dos minerais calcita e apatita tem sido alvo de

diversos estudos. Fuerstenau e Miller (1967) verificaram a influência do tamanho de cadeia

hidrocarbônica dos ácidos graxos na flotação da calcita. Eles mostraram que, à medida que o

tamanho da cadeia diminui, a concentração de coletor na qual a flotação se completa aumenta.

19

O mecanismo de precipitação superficial é proposto para adsorção dos ácidos graxos nos

minerais levemente solúveis. Esse mecanismo diz respeito a uma interação coletor/mineral,

onde os cátions metálicos estariam saindo de suas posições originais na rede cristalina e

reagindo com os ânions coletores a uma distância muito próxima da interface, precipitando ali

o sal de ácido graxo. Oliveira e Peres (2010) estudaram em tubo Hallimond modificado a

flotabilidade da apatita com oleato de sódio para diferentes valores de pH. Os autores

observaram que a flotabilidade da apatita apresenta um mínimo em pH 10 e aumenta para

valores inferiores e superiores. Segundo os autores, esse comportamento é atribuído à

formação de hemimicelas pela coadsorção de espécies moleculares e iônicas da solução. O

mecanismo de adsorção sugerido é a quimissorção, uma vez que tanto o oleato quanto a

superfície da apatita estudada possuem carga negativa neste valor de pH.

A eficiência de coleta dos ácidos graxos é fortemente afetada pela presença de cátions

polivalentes presentes na água de processo, mais comumente íons cálcio e magnésio. A

interferência destes íons pode ocorrer de duas maneiras: a primeira pela formação de

precipitados insolúveis de ácido graxo com íons Ca+2 e Mg+2 que resulta em alto consumo de

coletor. A segunda maneira se dá devido aos altos valores de pH requeridos para a flotação de

fosfato, que leva à formação de hidroxi-complexos (Ca(OH)+) que se adsorvem

especificamente na superfície de todos minerais, tornando os de ganga positivamente

carregados. Essa reversão de carga leva a um realce da adsorção do coletor em minerais de

ganga diminuindo a seletividade da flotação (Fuerstenau e Han, 2002). Na Tabela 3.3 estão os

limites de concentração para os íons cálcio, magnésio, fosfato, fluoreto e sabão de óleo de

arroz na flotação de apatita e barita.

20

Tabela 3.3: Limite de concentração de íons interferentes na flotação de barita e apatita (Guimarães et al., 2005)

Limite de Concentração (mg/L) Íon interferente

Barita Apatita

Fluoreto 50 10

Fosfato (expresso como P) 40 10

Cálcio 30 20

Magnésio 30 30

Sabão de óleo de arroz 5 -

Coletores sintéticos são utilizados pela indústria mineral em conjunto com os ácidos graxos.

O sulfossuccinato é um coletor aniônico de fórmula química representada por

ROOC-CH2-CH-COONa-SO3Na. Pode ser usado juntamente com ácidos graxos,

apresentando como principal vantagem sua ação seletiva associada à grande capacidade de

coleta dos ácidos graxos. Exemplo disto ocorreu na Fosfértil (Tapira – MG), onde foi

utilizado um sistema de reagentes constituído por amido de milho e por uma mistura dos

coletores Hidrocol (ácido graxo hidrogenado - Hidroveg) e Eumulgin MC-711

(sulfossuccinato de sódio - Cognis), utilizados numa mesma proporção (Guimarães et al.,

2005).

Albuquerque (2010) avaliou a eficiência dos coletores Liacid 1218 (óleo de coco), óleo de

soja, Eumulgin MC-711, hidroxamato e sulfossuccinamato e também de suas misturas na

flotação do minério fósforo-uranífero de Itataia. Concluiu que, em condições alcalinas, o

Liacid 1218, juntamente com o depressor amido de milho, possibilitou a separação da apatita

dos carbonatos.

3.5.2 Depressores

Os depressores são reagentes orgânicos e inorgânicos que evitam a adsorção dos coletores na

interface mineral/água ou evitam que as bolhas se liguem na superfície do mineral. Para isso,

devem possuir adsorção preferencial pelos minerais que se deseja deprimir, garantindo então

um aumento de seletividade do processo flotação. A seguir está apresentada uma descrição de

alguns depressores utilizados na flotação de fosfatos, empregados neste trabalho.

21

3.5.2.1 Amidos

O amido é largamente utilizado na indústria mineral como depressor na flotação de minérios

de ferro, fosfatos e argilo-minerais. Dentre as vantagens de se utilizar os amidos no

beneficiamento mineral estão abundância, biodegradabilidade, baixo custo e facilidade de

produção (Araujo, 1988; Pinto et al., 1992; Peres e Correa, 1996; Albuquerque, 2010; Li et

al., 2010).

O amido é um polissacarídeo formado pela condensação de moléculas de D-glicose. A maior

parte dos amidos é constituída, basicamente, por dois polímeros, a amilose e a amilopectina,

de composição química semelhante, mas com estruturas diferenciadas. A amilose é um

polímero linear, no qual as unidades D-glicose se unem por meio de ligações α-1,4

glicosídicas. Já a amilopectina é um polímero ramificado no qual as ramificações se unem à

cadeia principal através de ligações do tipo α-1,6 glicosídicas (Leja, 1982). Na Figura 3.5 são

apresentadas as estruturas da amilose e amilopectina.

Figura 3.5: Estruturas da amilose e amilopectinia (Leja, 1982)

O amido pode ser extraído a partir de grãos de cereais moídos (milho, aveia, arroz, etc) ou de

tubérculos (batata e mandioca). A diferença entre os diversos tipos de amido se dá no

conteúdo de amilose e amilopectina, resultando na diferente ação depressora na flotação. É

importante ressaltar que o teor de amilose e amilopectina nos amidos pode variar de acordo

com fatores genéticos e maturidade da planta na época em que foi realizada a extração do

22

amido (Araujo, 1988). A Tabela 3.4 apresenta o conteúdo aproximado de amilose de alguns

amidos.

Tabela 3.4: Teor aproximado de amilose em diversos amidos (Araujo, 1988)

Amido Teor de Amilose (%)

Maçã 19

Banana 16-17

Milho 26

Mandioca 18

Aveia 25

Batata 23

O caráter hidrofílico da molécula de amido é devido à presença do grande número de grupos

hidroxila nas unidades D-glicose e do alto peso molecular.

Os amidos não são solúveis em água fria. A sua solubilização, também denominada

gelatinização, pode ser realizada por tratamento térmico ou por uso de solução de hidróxido

de sódio. O processo de gelatinização por tratamento térmico consiste no aquecimento da

suspensão de amido em água a temperatura maior do que 56°C de forma a permitir o

enfraquecimento das ligações de hidrogênio intergranulares e, como consequência, o

inchamento dos grânulos. Como resultado direto do intumescimento há um aumento na

solubilidade do amido, formando uma goma clara e viscosa. O processo de gelatinização pela

ação do hidróxido de sódio é o mais aplicado industrialmente no Brasil. As micelas adsorvem

uma parte do álcali e a concentração de hidróxido de sódio na solução é reduzida. Para que

ocorra gelatinização do amido é necessário adicionar hidróxido de sódio em quantidade

suficiente para que parte seja adsorvida pelo amido e parte fique em solução em uma

concentração adequada.

Dentre os mecanismos sugeridos de interação entre o amido e os minerais levemente solúveis

estão interações eletrostáticas, ligações de hidrogênio e formação de complexos amido-cátion

metálico. Correia et al. (2002) avaliaram a compatibilidade estérica das moléculas de amido e

etilcelulose com as estruturas da calcita e apatita através de técnicas de modelagem molecular.

Os autores verificaram que o grau de afinidade estereoquímica do amido com relação a calcita

23

e a apatita depende do plano cristalográfico. Os autores verificaram ainda que o amido é mais

indicado como depressor para a calcita do que para a apatita.

3.5.2.2 Amidos modificados

Os amidos podem ser alterados tanto quimicamente quanto fisicamente, resultando em

polissacarídeos modificados. Os amidos modificados foram desenvolvidos para suprir uma ou

mais ausências e/ou deficiências de suas propriedades e assim expandir a sua utilização nas

indústrias. A modificação química, que é o método mais utilizado industrialmente, envolve a

reação ou o tratamento do amido com reagentes químicos para introduzir novos grupos

funcionais (catiônicos, aniônicos ou anfóteros), a quebra de ligações químicas, ou

promovendo a oxidação ou rearranjos moleculares (Bertolini, 2010).

A extensão das reações de incorporação de grupos funcionais na estrutura do amido pode ser

avaliada pelo Grau de Substituição (GS). Este possui valor máximo de três e representa o

número médio de grupos hidroxila disponíveis para a reação de substituição por cada unidade

glicosídica (Bertolini, 2010).

Entre os amidos modificados estão os catiônicos. Este tipo de amido é utilizado na produção

de papel devido a sua capacidade de interagir eletrostaticamente com as fibras celulósicas,

reduzindo perdas de celulose e melhorando a resistência do papel. Os amidos catiônicos são

utilizados também nos seguimentos alimentício, têxtil, de mineração, cosmético e químico

(Horimoto, 2006).

Amidos catiônicos podem ser produzidos pela introdução de cargas positivas nas moléculas

de amido por meio de reação de cationização utilizando reagentes contendo grupos imino,

amino, amônio e sulfônio, sendo a reação com os grupos amino as mais utilizadas

industrialmente. A reação de cationização do amido ocorre pelo ataque do grupo hidroxila do

carbono na posição 6 do monômero de glicose anidra existentes na amilose e amilopectina do

grânulo de amido. Um amido catiônico comercial típico possui GS em torno de 0,02 a 0,04,

ou seja, de dois a quatro grupos catiônicos substituídos por centenas de unidades de glicose

(Horimoto e Cabello, 2005).

Li et al. (2010) testaram quatro tipos de amidos modificados incluindo um amido catiônico,

um amido aniônico (carboximetil metil amido), um amido anfótero e um amido solúvel como

depressores na flotação catiônica reversa de diásporo. Os autores observaram que o tipo de

carga superficial dos amidos exerce grande influência na adsorção e no desempenho da

24

depressão do diásporo. Os autores sugerem a existência de ligações de hidrogênio, de reações

de complexação e interação elestrostática entre o mineral e os amidos.

Pal et al. (2005) estudaram uma série de amidos catiônicos como floculantes para uma

suspensão de quartzo e observaram que o efeito dos amidos catiônicos são comparáveis com

vários floculantes comerciais.

O amido de milho ainda pode ser modificado através de degradação enzimática ou térmica

sob condições ácidas em um processo conhecido por dextrinização. O tratamento causa a

quebra e a reversão das cadeias moleculares do amido. Como consequência, as moléculas de

dextrina são menores que a moléculas de amido, mas são mais ramificadas. Entretanto a

relação amilose/amilopectina é mantida (Leja, 1982; Bertolini, 2010). Estruturalmente, a

dextrina se assemelha a amilopectina, a Figura 3.6 apresenta a estrutura da dextrina. Ao

contrário dos amidos não modificados, as dextrinas são solúveis em água a temperatura

ambiente.

Figura 3.6: A estrutura de uma dextrina (Nunes e Peres, 2010)

3.5.2.3 Carboximetilcelulose

A celulose é o polissacarídeo natural mais abundante que constitui o tecido fibroso das plantas

e árvores. A cadeia da celulose é formada por unidades β-D-glicose unidas por ligações

β-glicosídicas formadas entre os carbonos C1 e C4 de cada dois monômeros de D-glicose,

formando um composto linear (vide Figura 3.7).

25

Figura 3.7: Estrutura da celulose (Leja, 1982)

A modificação da celulose pela substituição dos prótons de alguns grupos hidroxila por

grupos carboximetil leva a formação da carboximetilcelulose (CMC), Figura 3.8. Assim como

no caso dos amidos, o GS da CMC é de no máximo três, correspondendo ao caso em que

todos os três grupos hidroxila em um monômero são substituídos por grupos carboximetil.

Esses grupos distribuídos ao longo da cadeia de celulose fazem o polímero significativamente

aniônico. A preparação de CMC com alto grau de substituição possui alto custo, contudo, a

maioria das aplicações não requer valores muito maiores que 1 (Liu et al., 2000). A CMC é

usada como aditivo nas indústrias de papel, farmacêutica, cosmético e alimentícia. É também

aplicada como aditivo em polpas de perfuração em profundidade e limpeza de máquinas.

Figura 3.8: Estrutura simplificada da carboximetilcelulose (Pearse, 2005)

Oliveira e Peres (2010) estudaram através de testes de microflotação e medidas de potencial

zeta o efeito do oleato de sódio, do amido de milho e da carboximetilcelulose sobre as

superfícies da apatita e minerais de ganga do depósito sílico-carbonatado de Catalão/GO. Os

autores verificaram que, tanto o amido de milho quanto a carboximetilcelulose foram

depressores eficientes para a dolomita, mas apresentam baixa seletividade, pois deprimiram

também a apatita.

A forma com que a carboximetilcelulose se adsorve nas superfícies minerais ainda não é bem

determinada. Em meio alcalino, a carboximetilcelulose está totalmente ionizada e pode

adsorver-se por meio de interações eletrostáticas em sítios da interface líquido/mineral de

carga oposta (Leja, 1982; Nunes e Peres, 2010). Ligações de hidrogênio e a formação de

26

complexos entre os grupos hidroxila e a superfície mineral também são mecanismos

propostos (Liu et al., 2000).

Testes de flotação direta de fosfato em bancada foram realizados por Pena (2005) para

verificar o efeito de várias carboximetilceluloses e do amido. Os resultados indicaram que a

utilização do amido ocasionou menor contaminação do concentrado e que para alguns tipos de

carboximetilcelulose a recuperação foi semelhante à do amido.

Leal Filho (1988) avaliou o efeito dos depressores carboximetilcelulose, tanino, goma-guar, e

diferentes amidos na flotação do minério fosfático com ganga composto por dolomita, calcita

e magnetita de Cajati (SP). O autor observou que os amidos de milho apresentaram melhores

resultados, sendo que o amido com maior teor de amilopectina apresentou melhor

recuperação.

Uma regra básica para a seleção de um depressor é considerar um bom coletor para um

determinado mineral que precisa ser deprimido. Em seguida, selecionar um depressor que

possui a mesma funcionalidade que o coletor, mas em que uma cadeia hidrofílica esteja

substituindo a cadeia hidrofóbica. Por exemplo, ácidos graxos, que contêm grupo funcional

carboxilato, são coletores eficazes para carbonatos e apatita. Portanto, um depressor

carboxilato, tais como carboximetilcelulose seria um depressor eficaz para esses minerais. Da

mesma forma, minerais silicatados, tais como quartzo, são flotados por coletores catiônicos

(amina). Portanto, depressores com base em polissacarídeos cationicamente modificados

podem ser depressores eficazes para o quartzo (Sis e Chander, 2003).

3.5.2.4 Depressores Inorgânicos

O silicato de sódio é comumente usado na depressão de carbonatos e ganga silicatada na

flotação de minerais levemente solúveis, tais como apatita, calcita e fluorita. Alguns dos

efeitos benéficos do silicato de sódio na flotação de fosfato utilizando ácido graxo como

coletor são: a remoção de cátions de cálcio por precipitá-los como silicato de cálcio,

estabilização da espuma e melhora na cinética de flotação de fosfato.

Zhou e Lu (1992) estudaram o mecanismo de depressão de calcita com silicato de sódio na

flotação de fluorita, utilizando ácido oleico como coletor. Eles resumiram o mecanismo de

ação do silicato de sódio como se segue:

• Promoção da dissociação de íons cálcio da calcita, que reduz o consumo de ácido

oleico pela calcita; e

27

• Complexação com íons de cálcio na polpa, que reduz o seu efeito negativo sobre o

mecanismo de flotação.

Al-Thyabat (2009) estudou o papel do silicato de sódio como depressor/dispersante na

flotação de um minério sílico-fosfatado. Segundo o autor, o principal papel do silicato de

sódio na flotação de fosfato é deprimir as partículas dos minerais silicatados pela precipitação

de espécies poliméricas do depressor sobre as partículas dos mesmos. O silicato de sódio

também interage com íons Ca2+, precipitando-os como silicato de cálcio na solução e sobre as

partículas minerais. Isto explica o porquê do aumento da dosagem de silicato de sódio reduz

significativamente a recuperação de fosfato. Além disso, o autor verificou que a adição de

silicato de sódio em minério não deslamado melhorou a recuperação de fosfato e reduziu o

consumo de coletor. Esse efeito foi atribuído às características dispersantes de partículas finas

do silicato de sódio e pela precipitação dos íons cálcio da solução.

O ácido fosfórico também pode ser utilizado como depressor na flotação de fosfatos com

ganga carbonatada (Fuerstenau e Urbina, 1988). Segundo os autores, a ação depressora dos

íons ortofosfatos sobre a apatita é atribuída à formação de fortes ligações de hidrogênio entre

os íons ortofosfatos adsorvidos na superfície da apatita e as moléculas de água da vizinhança

da apatita, que tornam o mineral mais hidrofílico. Por outro lado, o dióxido de carbono gerado

a partir da calcita e dolomita em pH ácido interfere na formação das ligações de hidrogênio e,

portanto, tanto a calcita quanto a dolomita podem flotar com ácido oleico na presença de

ácido fosfórico.

Louzada (2008) estudou a variação da hidrofobicidade, através de ensaios de ângulo de

contato, da apatita e calcita provenientes do minério de Itataia em pH 5,5 em presença de

ácido fosfórico e ácido cítrico. O autor verificou que a hidrofobicidade dos dois minerais é

influenciada pelas concentrações destes ácidos e pelo pH da solução. Os estudos referentes à

variação do pH revelaram que os dois minerais apresentam hidrofobicidades

significativamente diferentes, sendo que a apatita apresentou-se totalmente hidrofílica em toda

faixa de pH inferior a 6,0.

28

4. METODOLOGIA

A metodologia adotada para o desenvolvimento do trabalho é constituída das etapas de

caracterização e testes de flotação, descritas a seguir.

4.1 Origem e preparo da amostra

A amostra de minério utilizada neste trabalho é proveniente da jazida de Itataia. Esta amostra

foi enviada ao CDTN na década de 1980 para estudos de concentração, sendo originalmente

denominada IG-2. A amostra já se encontrava adequadamente preparada para a realização dos

testes de flotação (cominuída e deslamada), sendo realizado apenas a homogeneização e o

quarteamento.

4.2 Caracterização Química e Mineralógica

A identificação e análise semiquantitativa das fases minerais presentes na amostra foram

realizadas por meio de difração de raios X através do método do pó. Foi utilizado um

difratômetro marca Rigaku modelo D\MAX Última automático equipado com tubo de raios X

de cobre. Os difratogramas obtidos foram comparados com o banco de dados da International

Center for Diffraction Data (ICCD) por meio do programa Crystallographica Search-Match

versão 2,0,2,0.

A quantificação dos teores dos elementos químicos presentes nas amostras foi obtida por

meio de fluorescência de raios X através do equipamento EDX-720 da Schimadzu. Os teores

de CaCO3 foram obtidos por meio de calcinação a 950°C. O teor de U3O8 foi determinado por

meio de espectrometria de energia de raios X utilizando um espectrômetro de fluorescência de

raios X com fonte de Am241 (KEVEX).

4.3 Caracterização Granulométrica

A distribuição granulométrica foi obtida através da realização de peneiramento combinado.

Inicialmente a amostra foi peneirada a úmido em 38 μm. O material retido e passante em

38 μm foram secos em estufa a 100°C. Após secagem o material retido foi peneirado a seco

em peneirador automático por 30 minutos.

29

4.4 Preparo dos Reagentes

Os reagentes utilizados nos testes de flotação tanto em escala de laboratório quanto piloto

estão apresentados na Tabela 4.1.

Tabela 4.1: Reagentes utilizados nos testes de flotação

Nome Comercial Descrição Função Fabricante

Calgon Hexametafosfato de sódio Depressor Sulfal

Silicato de Sódio C-112

Silicato de Sódio (SiO2/Na2O = 2,28) Depressor Sulfal

Amilogill 1500 Fécula de Mandioca Depressor Cargill Agrícola S/A

EP 3002 Dextrina Depressor Cargill Agrícola S/A

Flotamil 75 Amido de milho Depressor Caramuru Alimentos S/A

_ Carboximetilcelulose Depressor Pietschemical

Filmplus® 9002 ACC Amido Catiônico GS (0,025 a 0,030) Depressor Cargill Agrícola S/A

EP 2031 Amido Catiônico GS (0,040 a 0,045) Depressor Cargill Agrícola S/A

Liacid 1218 Ácido graxo destilado de coco Coletor Miracema-Nuodex

Flotanol D25 Eterpolialquilenoglicol Espumante Clariant

Eumulgin MC-711 Sulfossucinato Coletor/ Espumante Cognis

Solução de Hidróxido de Sódio Hidróxido de sódio Modificador de pH Synth

Os depressores fécula de mandioca, Flotamil 75, os amidos catiônicos e a carboximetil foram

preparados através da gelatinização com solução de hidróxido de sódio, mantendo-se a

relação depressor/NaOH de 5/1, obtendo-se soluções com concentração de 1 ou 2%.

A dextrina, o Eumulgin MC-711, o Calgon, o silicato de sódio e o Flotanol D25 foram

preparados através da dissolução em água obtendo-se soluções nas concentrações adequadas a

cada teste.

30

Já o coletor Liacid 1218 foi preparado através de reação de saponificação, obtendo-se desta

maneira uma solução sem resíduo suspenso. A seguinte metodologia foi adotada para a

preparação de 1L de solução na concentração de 2%:

• Pesou-se 20 g do Liacid 1218;

• Mediu-se 6 g de solução de hidróxido de sódio a 50%;

• Adicionou-se simultaneamente ao Liacid 1218 a solução de hidróxido de sódio e 20,0 mL

de água a 70°C, mantendo-se sob agitação durante 15 minutos; e

• Após 15 minutos a mistura foi diluída para 1,0 L utilizando água a 50°C.

4.5 Testes de flotação em bancada

Para a realização dos testes de flotação foram utilizadas as amostras homogeneizadas e

quarteadas em frações de 1kg. Os testes de flotação foram realizados em uma célula mecânica

fabricada pela DARMA modelo D-1 Sub-A acoplada a um raspador mecânico para a retirada

do material flotado e cuba com volume útil de três litros. As etapas seguidas em cada teste são

descritas a seguir:

• Adicionava-se 1000 mL de água a cuba;

• Adicionava-se 1kg de minério;

• Ligava-se a célula e ajustava-se o pH;

• Adicionava-se o depressor na dosagem indicada e esperava-se o tempo de

condicionamento de 5 minutos;

• Adicionava-se simultaneamente o Liacid 1218, o Flotanol D25 e o Eumulgin MC-711 e

esperava-se o tempo de condicionamento de 3 minutos;

• Completava-se o volume da cuba com água e o pH da polpa era ajustado;

• Abria-se o ar e o coletava-se a espuma por 5 minutos; e

• Após a flotação o concentrado e o rejeito eram secos, pesados e quimicamente

caracterizados.

31

4.6 Testes piloto de flotação em coluna

As condições estabelecidas nos testes de flotação em bancada serviram de subsídio (base)

para a realização de testes de flotação em coluna usando escala piloto. A Figura 4.1 mostra o

fluxograma de processo utilizado nos testes piloto de flotação rougher.

Inicialmente a amostra foi alimentada no silo. Em seguida, o material era então encaminhado

do silo para o tanque TQ a uma vazão de 30 kg/h onde foi adicionado água para a produção de

polpa com 50% de sólidos. A polpa fluía para o condicionador CN-1 com fécula de mandioca

e o pH ajustado para 10. Em seguida, a polpa era encaminhada para o condicionador CN-2

onde foi adicionado o coletor Liacid 1218 na dosagem indicada. Após a adição de água de

diluição, a polpa era então alimentada na coluna CO onde foi executada a flotação rougher.

Para a realização do teste cleaner o material flotado da coluna CO foi encaminhado para a

segunda coluna. O circuito de flotação rougher/cleaner utilizado foi aberto, em que o rejeito

cleaner não era recirculado para a alimentação da flotação rougher.

Para a realização dos testes rougher foi utilizada uma coluna com diâmetro de 10,16 cm e

altura de 430 cm, com um sistema interno de geração de bolhas. A coluna da flotação cleaner

utilizada possui de diâmetro de 5,1 cm e altura total de 580 cm. O controle de nível da

interface polpa-espuma foi feito por meio de sinais provenientes de dois sensores de pressão

instalados na coluna, processados no controlador digital SMAR CD-600, que atua sobre a

vazão de polpa na fração não-flotada, ajustada por bomba peristáltica. As vazões de ar e de

água de lavagem foram controladas automaticamente e ajustadas de acordo com o valor do set

point.

32

Modificador de pH

M

CN-1

CO-1

Água de Lavagem

Água

REJEITO

M

CN-2

ALIMENTAÇÃO

Fécula de Mandioca

Liacid 1218

SLÁgua

CONCENTRADO

M

TQ

Figura 4.1:Fluxograma do circuito rougher de flotação

33

5. RESULTADOS E DISCUSSÃO

5.1 Caracterização mineralógica, química e granulométrica

A caracterização mineralógica foi realizada comparando-se o difratograma da amostra com

difratogramas padrão, conforme apresentado na Figura 5.1. As fases minerais identificadas

são apatita Ca5(PO4)3(F;OH;Cl), calcita (CaCO3), quartzo (SiO2), micas (biotita

(K(Mg,Fe)3(AlSi3O10)(OH)2) e flogopita (KMg3(AlSi3O10)(OH)2)) e albita (Na(AlSi3O8)).

A caracterização química da amostra que constitui a alimentação dos testes de flotação é

apresentada na Tabela 5.1. O teor de P2O5 é 17,20% e o de CaCO3 é 20,50% indicando que o

principal carbonato contaminante no minério de Itataia é a calcita. Os teores de U3O8 e SiO2

são respectivamente, 0,17 e 21,92%.

Na Tabela 5.2 e Figura 5.2 é apresentada a caracterização granulométrica da amostra onde se

pode observar que 3,92% do material está retido em 210 μm e 32,13% passante em 37 μm.

Esta granulometria está adequada para a realização dos testes de flotação (Aquino, 1991).

34

Adalberto -Ita taia data - backg roundAdalberto -Ita taia peaks

7-25 Muscovita-1 M , syn24-27 Calcita1-649 Quartzo19-1184 Albita, ordere d16-344 Flogopita -1 M , syn34-10 Hidroxifluorapatita, syn

.0 10. 0 2 0.0 30.0 40.0 50. 0 60.0 70.0 80. 0

Figura 5.1: Análise mineralógica da amostra utilizada 2θ

Tabela 5.1: Análise química da amostra utilizada

Composto Teor (%)

P2O5 17,20

CaO 25,70

CaCO3 20,50

SiO2 21,90

Fe2O3 3,89

Al2O3 7,81

MgO 1,12

U3O8 0,17

Tabela 5.2: Análise granulométrica da amostra utilizada

35

% Retida Tamanho (μm) Simples Acumulada

297 0,70 0,70

210 3,22 3,92

149 11,47 15,39

105 17,34 32,73

74 12,30 45,02

53 12,50 57,52

44 5,40 62,93

37 4,94 67,87

< 37 32,13 100,00

10 100 1.000Tamanho (micra)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Figura 5.2: Distribuição granulométrica da amostra utilizada

36

5.2 Testes de flotação em laboratório

5.2.1 O efeito dos depressores

A influência dos depressores silicato de sódio, hexametafosfato de sódio (Calgon), fécula de

mandioca, amido de milho, amidos de milho catiônico, carboximetilcelulose e dextrina na

flotação direta da apatita no minério de Itataia foi verificada. Para isto foram realizados testes

de flotação em bancada em pH 10,0, utilizando 700 g/t de óleo de coco (Liacid 1218) como

coletor de apatita, Flotanol D25 e Eumulgin MC-711 nas dosagens de 30 e 20 g/t,

respectivamente. Estas dosagens foram otimizadas em testes de flotação também com o

minério de Itataia realizados por Albuquerque (2010). No apêndice A têm-se as condições

utilizadas e os resultados obtidos em cada teste de laboratório.

5.2.1.1 Depressores inorgânicos

O efeito da dosagem de Calgon (hexametafosfato de sódio) como depressor de apatita foi

avaliado. Os resultados, apresentados na Tabela 5.3 e Figura 5.3, indicam que com o aumento

da dosagem de Calgon a recuperação de P2O5 diminui. O efeito sobre o teor de P2O5 foi pouco

significativo. Durante os testes foi verificado também que o aumento da dosagem de Calgon

levou a uma grande diminuição de espumação como consequência a recuperação em massa

diminuiu de 43,7 para 27,5%.

Na Tabela 5.4 e Figura 5.4 estão apresentados os resultados dos testes de flotação utilizando-

se o silicato de sódio como depressor. Verifica-se que o aumento da dosagem de silicato de

sódio acarreta em uma queda na recuperação de P2O5 de 61,2 para 48,3% e uma pequena

variação sobre o teor de P2O5. Assim como o Calgon, o silicato de sódio foi ineficiente na

depressão dos minerais contaminantes, principalmente o carbonato.

37

Tabela 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste Calgon

(g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

AD-1 12,3 24,26 26,10 7,50 43,7 65,1 60,9 14,9

AD-2 25,5 25,56 26,00 6,78 36,9 53,9 51,5 10,5

AD-3 38,8 23,84 27,00 6,93 31,4 44,0 43,0 9,4

AD-4 51,2 24,20 27,51 6,88 27,5 38,4 38,9 8,2

▪ Liaciad 1218 = 720 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 21 g/t

0 10 20 30 40 50 6Calgon (g/t)

00

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3

Recuperação de P2O5

Figura 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação

38

Tabela 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste

Silicato de Sódio (g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

AD-5 102,5 25,50 26,50 6,73 41,4 61,2 56,5 12,0

AD-6 205,8 24,80 26,40 6,80 40,5 60,2 55,9 11,7

AD-7 305,5 25,39 27,60 6,35 33,0 48,5 46,4 9,1

AD-8 409,8 25,40 25,22 6,47 30,3 48,3 35,6 9,4

▪ Liaciad 1218 = 717 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 21 g/t

50 100 150 200 250 300 350 400 450Silicato de Sódio (g/t)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação

39

5.2.1.2 Amidos

Foram realizados testes com diferentes tipos de amido: Flotamil 75, um fubá de milho da

Caramuru; fécula de mandioca, amidos catiônicos (Filmplus® 9002 ACC e EP2031) e

dextrina, fornecidos pela Cargill.

A dosagem de Flotamil 75 foi variada de 102,0 a 609,8 g/t. Os resultados, apresentados na

Tabela 5.5 e Figura 5.5, indicam um aumento no teor de P2O5 de 5,3% com o aumento da

dosagem de Flotamil 75. Entretanto, tanto a recuperação em massa quanto a de P2O5

diminuem com o aumento da dosagem do depressor. Esse fato pode ser explicado pela

existência de uma condição de equilíbrio na qual a quantidade de amido adicionada deve ser

suficiente para cobrir a superfície da calcita, enquanto não afeta a apatita.

É observado também que o teor e recuperação de CaCO3 diminui consideravelmente com o

aumento da dosagem de Flotamil 75. A ação depressora seletiva mostrada pelo Flotamil 75 no

sistema calcita/apatita é uma evidência da alta afinidade existente entre a calcita e o amido.

Conforme mostrado por Correia (2002) através de estudos de modelagem molecular, a

compatibilidade estérica entre o amido e a calcita é superior a da apatita.

O efeito da dosagem de fécula de mandioca é apresentado na Tabela 5.6 e Figura 5.6, onde

pode ser observado que, com o aumento de dosagem, há um ganho de cerca de 6,2% com

relação ao teor de P2O5. Já o teor de CaCO3 apresenta uma variação de 20,62 a 10,80%

evidenciando a boa seletividade do depressor.

Comparando-se o desempenho entre Flotamil 75 e fécula de mandioca observa-se que com

menores dosagens a fécula deprime mais a calcita, sendo esta, portanto, mais eficiente que o

Flotamil 75. A diferença de desempenho entre estes dois depressores provavelmente pode ser

atribuída às diferenças no conteúdo de amilose e amilopectina. O teor de amilopectina na

fécula de mandioca é 83%, segundo a Cargill, enquanto que no Flotamil 75 é

aproximadamente 74% (vide Tabela 3.4). Este resultado está de acordo com os verificados

por Araújo (1988), que mostrou maior eficiência depressora de amidos com alto teor de

amilopectina.

Foram ainda realizados testes variando a dosagem dos amidos catiônicos

Filmplus® 9002 ACC e EP2031 ambos produzidos pela Cargill. Estes dois amidos, derivados

de milho, são modificados pela introdução de grupos aminos e possuem diferentes graus de

substituição. O primeiro possui GS de 0,025 a 0,030, enquanto o segundo possui GS de 0,040

40

a 0,045. Os resultados são apresentados nas Tabelas 5.7 e 5.8 e nas Figuras 5.7 e 5.8,

sumarizados a seguir:

• A utilização dos dois amidos catiônicos levaram a um aumento no teor do contaminante

CaCO3 com aumento de dosagem. Quando comparados os resultados dos amidos não

modificados com os amidos catiônicos, é observada uma grande perda de seletividade por

parte dos amidos catiônicos. Isso ocorre provavelmente devido a pequena contribuição

das interações eletrostáticas na adsorção amido/apatita (Araujo, 1988);

• O aumento das dosagens dos amidos catiônicos provocou variações desprezíveis em

relação ao teor de P2O5. Portanto, pode-se concluir que são depressores ineficientes do

contaminante calcita; e

• A recuperação de P2O5 diminui com aumento da dosagem para ambos os depressores.

Testes variando a dosagem de dextrina de 103,5 a 398,4g/t foram realizados. Os resultados

apresentados na Tabela 5.9 e Figura 5.9 indicam uma diminuição na recuperação de P2O5 com

pequeno efeito sobre o teor de CaCO3. Comparando-se o efeito da dextrina com os amidos

não modificados, pode-se verificar o pior desempenho da dextrina. Uma explicação possível

para esse fato é o menor tamanho das moléculas de dextrina.

41

Tabela 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação


Flotamil 75


AD -9 102,0 24,60 21,40 8,28 54,1 79,0 65,0 19,1

AD- 10 203,3 24,64 23,24 7,75 51,2 75,5 64,5 16,8

AD -11 406,5 26,80 18,30 8,14 48,8 78,9 54,2 17,2

AD- 12 609,8 29,90 13,00 7,42 35,2 60,7 26,4 11,6

▪ Liaciad 1218 = 712g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

100 200 300 400 500 600Flotamil 75 (g/t)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação

42

Tabela 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação


Fécula de mandioca


AD- 13 101,0 24,61 20,62 7,89 52,9 77,9 64,6 17,7

AD- 14 201,6 26,90 18,30 7,94 51,0 80,7 52,0 17,6

AD -15 303,0 28,25 13,50 7,47 42,0 71,4 30,7 13,7

AD -16 401,6 30,80 10,80 7,78 38,4 68,0 21,1 13,2

▪ Liaciad 1218 = 706 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol= 30 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

50 100 150 200 250 300 350 400 450Fêcula de Mandioca (g/t)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação

43

Tabela 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste FilmPlus®

9002 ACC (g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

AD-17 50,9 24,04 25,84 8,10 53,0 78,5 68,2 18,1

AD-18 102,0 24,04 25,84 8,12 54,6 83,2 69,7 18,5

AD-19 152,4 24,05 26,03 7,75 52,3 81,9 68,5 17,4

AD-20 203,3 23,45 26,00 7,64 53,2 81,5 71,1 16,6

AD-21 408,2 23,71 27,38 7,71 51,0 75,2 64,0 16,6

AD-22 607,3 24,33 27,60 7,27 45,5 69,0 57,5 14,0

▪ Liaciad 1218 = 712g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

0 100 200 300 400 500 600FilmPlus 9002Acc (g/t)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação

44

Tabela 5.8: Efeito da dosagem de Amido EP2031 sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste EP2031


AD -23 201,9 23,97 27,42 7,86 53,1 80,6 67,9 18,8

AD- 24 401,6 23,80 27,20 7,93 51,6 80,1 65,5 16,6

AD- 25 507,1 24,54 27,06 7,64 48,7 74,1 61,0 15,5

AD -26 602,4 24,67 26,60 7,10 42,0 64,3 51,8 12,7

▪ Liaciad 1218 = 705 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 30,2 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

200 300 400 500 600EP2031 (g/t)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.8: Efeito da dosagem de EP2031 sobre os resultados da flotação

45

Tabela 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste Dextrina


AD-27 103,5 24,20 23,00 7,20 43,7 64,8 60,7 13,2

AD-28 201,6 23,20 23,48 5,80 39,1 55,6 54,3 9,7

AD-29 301,8 25,07 22,80 6,22 31,0 46,1 42,3 8,2

AD-30 398,4 25,40 23,80 6,45 27,3 44,0 34,0 7,5

▪ Liaciad 1218 = 709 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 30,4 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

100 200 300 400Dextrina (g/t)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação

46

5.2.1.3 Carboximetilcelulose

Os resultados dos testes de flotação variando-se a dosagem de carboximetilcelulose (CMC)

estão apresentados na Tabela 5.10 e Figura 5.10. De acordo com os resultados, com o

aumento da dosagem de carboximetilcelulose, ocorre uma redução na recuperação de P2O5 e

não há variação no teor de P2O5. A capacidade de depressão de CaCO3 da CMC é menor

quando comparada com os amidos não modificados.

Tabela 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5

Teor (%) Recuperação (%) Teste CMC


AD-31 203,3 23,28 28,00 8,52 54,7 83,3 69,0 19,0

AD-32 294,7 23,42 27,00 8,27 53,4 82,0 66,2 17,9

AD-33 405,7 23,70 27,32 8,24 50,1 74,1 62,6 17,4

AD-34 505,1 23,63 26,60 8,42 47,9 72,1 58,0 17,0

▪ Liaciad 1218 = 704 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol D25 = 30 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

200 300 400 500Carboximetilcelulose (g/t)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5

47

A Tabela 5.11 e a Figura 5.11 apresentam os melhores resultados obtidos nas séries de testes

utilizando os diversos depressores. Comparando-se os resultados obtidos, observa-se que

apenas o Flotamil 75 (AD-12) e a fécula de mandioca (AD-15) atuaram efetivamente na

depressão dos contaminantes, principalmente CaCO3. A utilização dos outros depressores não

impediu que a calcita flotasse, sendo observado que o teor de CaCO3 no concentrado foi

maior do que a alimentação.

Comparando-se o desempenho dos amidos não modificados Flotamil 75 e a fécula de

mandioca, observa-se que o teor de P2O5 e de CaCO3 são semelhantes, sendo obtido uma

maior recuperação de P2O5 com a fécula. Por outro lado, comparando as dosagens utilizadas,

verificou-se que a da fécula de mandioca foi praticamente metade da dosagem de Flotamil 75.

48

Tabela 5.11: Melhores resultados obtidos na flotação em laboratório

Teor (%) Recuperação (%) Teste Depressor

(g/t) P2O5 CaCO3 P2O5 CaCO3

AD-1 Calgon (12,3) 24,3 26,1 65,1 60,9

AD-5 Silicato de Sódio

(102,5) 25,5 26,5 61,2 56,5

AD-12 Flotamil 75

(609,8) 29,9 13,0 60,7 26,4

AD-15 Fécula de Mandioca

(303,0) 28,3 13,5 71,4 30,7

AD-18 Filmplus® 9002 ACC

(102,0) 24,0 25,8 83,2 69,7

AD-23 EP2031 (201,9)

24,0 27,4 80,6 67,9

AD-27 Dextrina (103,5)

24,2 23,0 64,8 60,7

AD-32 CMC

(405,7) 23,7 27,3 74,3 62,6

CalgonSilicato

FlotamilFécula

FilmPlusEP2031

DextrinaCMC

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5 Teor de CaCO3 Recuperação de P2O5

Figura 5.11: Comparação do desempenho dos depressores utilizados nos testes de flotação

49

5.2.2 Variáveis de processo

A partir dos resultados anteriores foi selecionada a fécula de mandioca (200 g/t) como

depressor, mantendo-se a dosagem dos agentes coletores e espumante. Nesta série de testes

foi estudada as variáveis de processo: tempo de condicionamento do depressor, valor de pH,

temperatura da polpa e vazão de ar.

O aumento do tempo de condicionamento do depressor de 5 para 15 minutos ocasionou um

pequeno ganho de recuperação de P2O5, conforme Tabela 5.12 e Figura 5.12. Foi verificado

também que maiores tempos de condicionamento levaram a um aumento da recuperação de

CaCO3.

Os resultados dos testes de flotação variando-se o valor de pH são apresentados na Tabela

5.13 e na Figura 5.13. Os resultados indicam que a recuperação de P2O5 máxima ocorre em

pH 10 e há um aumento no teor de P2O5 quando se altera o pH de 10 para 11. Acredita-se que

esse aumento de flotabilidade é devido a formação de hidroxi-complexos de cálcio (CaOH+) e

magnésio (MgOH+). Os hidroxi-complexos são adsorvidos na superfície dos minerais por

meio de ligações de hidrogênio. Após a adsorção ocorre a formação de sítios reativos para a

adsorção do coletor que pode aumentar a recuperação da flotação (Oliveira e Peres, 2010).

A Tabela 5.14 e a Figura 5.14 apresentam o efeito da temperatura da polpa sobre os

resultados da flotação. Verifica-se que o aumento de temperatura acarreta um pequeno ganho

da recuperação de P2O5 e um expressivo aumento no teor e recuperação de CaCO3. Esse

efeito ocorre possivelmente devido a alteração da solubilidade da calcita e da apatita com o

aumento da temperatura.

Os resultados da variação da vazão de ar sobre os resultados da flotação são apresentados na

Tabela 5.15 e Figura 5.15 e indicam pouca influência sobre os resultados da flotação com o

aumento da vazão de ar.

50

Tabela 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da

flotação


Tempo de condicionamento

(min) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

AD-35 5 25,20 19,90 8,81 53,6 82,1 57,2 20,4

AD-36 10 23,90 20,70 9,50 56,7 84,5 62,3 23,1

AD-37 15 24,00 22,87 8,80 56,8 84,0 67,8 21,2

▪ Liacid 1218 =714 g/t ▪Fécula = 204 g/t ▪pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20Tempo (min)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da flotação

51

Tabela 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste pH

P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

AD-38 9,0 25,50 18,67 8,20 48,4 77,4 53,0 16,7

AD-35 10,0 25,20 19,90 8,81 53,6 82,1 57,2 20,4

AD-39 11,0 27,00 16,00 9,71 37,7 62,6 34,0 15,9

▪Liacid 1218= 714 g/t ▪Fécula = 204 g/t ▪Flotanol = 30 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

8 9 10 11 12pH

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação

52

Tabela 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste Temperatura

(°C) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

AD-35 26,0 25,20 19,90 8,81 53,6 82,1 57,2 20,4

AD-40 34,0 24,15 21,50 8,70 57,9 85,4 72,4 21,4

AD-41 50,0 22,80 32,70 8,50 59,2 85,9 79,0 21,5

▪Liacid 1218= 715 g/t ▪Fécula = 204 g/t ▪pH = 10 ▪Flotanol = 30 g/t ▪Eumulgin MC 711= 20 g/t

20 30 40 50Temperatura (°C)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação

53

Tabela 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação

Teor (%) Recuperação (%) Teste Vazão de Ar

(NL/min) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

AD-42 aspirado 25,62 21,14 8,66 50,9 82,4 54,4 18,6

AD-43 3,0 25,94 20,82 8,40 49,6 77,2 53,0 18,0

AD-44 4,0 25,26 20,92 8,73 49,7 77,8 45,8 18,9

AD-45 5,0 25,34 21,16 8,58 50,4 81,2 54,2 18,2

▪Liacid 1218 = 719 g/t ▪pH = 10 ▪Fécula = 205 g/t ▪Flotanol = 31g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t

2 3 4 5 6Vazão de Ar (NL/min)

0

20

40

60

80

100

Perc

enta

gem

Teor de P2O5

Teor de CaCO3


Figura 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação

54

5.3 Testes piloto de flotação

Foram realizados quatro testes rougher de flotação direta da apatita em escala piloto

utilizando as melhores condições estabelecidas nos testes de laboratório. Foi utilizada a fécula

de mandioca como depressor, pois apresentou o melhor desempenho dentre os modificadores

avaliados em laboratório. Nestes testes foram variadas: velocidade superficial de ar (VSAr) e

as dosagens de fécula de mandioca e Liacid 1218. Na Tabela 5.16 estão apresentados os

resultados obtidos. No apêndice B têm-se as condições e os resultados obtidos em cada teste

piloto.

Tabela 5.16: Resultados dos testes rougher de flotação em escala piloto

Dosagem (g/t) Teor (%) Recuperação (%) Teste

Fécula Liacid 1218

VSAr (cm/s) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

ADP-1 249,2 726,9 1,64 25,33 20,26 10,51 57,0 84,5 53,4 27,7

ADP-2 415,4 706,1 1,64 29,21 11,44 9,39 48,8 82,9 28,7 20,3

ADP-3 321,9 456,9 1,64 28,86 12,90 8,99 50,4 84,5 33,6 20,1

ADP-4 334,4 535,8 1,85 30,43 11,45 9,58 46,8 82,2 27,6 19,7

Nos testes ADP-1 e ADP-2 foram variadas as dosagens de fécula de mandioca sendo

mantidas constantes a dosagem de Liacid 1218 e a velocidade superficial de ar. Os resultados

destes testes indicam um aumento do teor de P2O5 de 25,33 para 29,21% seguido de redução

significativa do teor de CaCO3 de 20,26 para 11,44% com o aumento da dosagem da fécula.

Na sequência foi realizado o teste ADP-3, reduzindo tanto a dosagem da fécula (321,9 g/t)

quanto do Liacid 1218 (456,9 g/t), mantendo-se fixa a velocidade superficial de ar em

1,64 cm/s. Estas modificações pouco alteraram os resultados, sendo este portanto similar ao

do teste anterior.

Em seguida foi realizado o último teste rougher (ADP-4) aumentando a velocidade superficial

de ar de 1,64 para 1,85 cm/s, com o intuito elevar a recuperação de P2O5. Ao contrário do

esperado, os resultados mostraram um aumento de teor de P2O5 seguido de uma pequena

redução de sua recuperação.

55

Por fim, foi realizado o teste ADP-5, utilizando as etapas rougher - cleaner em circuito

aberto. Na etapa rougher foram utilizadas praticamente as mesmas condições do teste ADP-4,

ou seja, velocidade superficial de ar de 1,85 cm/s, dosagens de fécula de mandioca de 330,3

g/t e de Liacid 1218 de 529,2 g/t. Os resultados apresentados no balanço de massa e

metalúrgico (Figura 5.16) mostram que foi obtido um concentrado final com teor de P2O5 de

33,49% e recuperação de P2O5 de 80,7%. Os teores de CaCO3 e de SiO2 neste produto foram

8,54 e 7,63%, respectivamente. Na Tabela 5.17 tem-se a caracterização química completa do

concentrado final obtido neste teste, onde se verifica que o teor de U3O8 é 0,27%. A

recuperação de U3O8 obtida no concentrado final é 69,0%. Os resultados do teste ADP-5

indicam um produto que atende às especificações de teor e recuperação de P2O5 para a

produção de ácido fosfórico. Deve-se ressaltar que a qualidade da água de processo utilizada

nos testes piloto apresentam baixos teores de íons cálcio e magnésio.

56

M

CN-1

CN-2

Fécula de Mandioca ( 330,3 g/t )

Hidróxido de Sódio ( 92,3 g/t )

M

Liacid 1218 ( 529,2 g/t )

Água de Lavagem( 50,0 L/h )

ALIMENTAÇÃO DA FLOTAÇÃO

CO-1

29,25

-

55,52

17,21

23,08

100,0

100,0

100,0

LEGENDA

Vazão de Sól. (kg/h)

PONTO DO CIRCUITO

Vazão de Polpa (L/h)

% deSólidos

Dist. deSól. (%)

Teor de CaCO3 (%)

Teor de P2O5 (%)

Dist. deP2O5 (%)

Dist. deCaCO3 (%)

REJEITO ROUGHER

15,39

-

95,21

85,55

5,20

25,28

35,09

15,9

71,5

80,0

Teor de SiO2 (%)

Dist. deSiO2 (%)

Água de Lavagem( 20,0 L/h )

CO-2

CONCENTRADO FINAL

12,13

-

45,05

36,83

33,49

8,54

7,63

80,7

19,0

13,7

REJEITO CLEANER

1,73

-

35,27

34,35

9,88

29,60

24,67

3,4

9,4

6,3

Hidróxido de Sódio ( 62,6 g/t )

ROUGHER

CLEANER

36,7218,59

CONCENTRADO ROUGHER

13,86

-

60,32

51,18

30,54

11,17

9,76

84,1

28,5

20,0

Água ( 50,0 L/h) 26,93 41,5

4,91 5,916,16 52,6

22,99 47,4

52,68 100,0

ALIMENTAÇÃO

Vazão de Polpa (kg/h)

-

Figura 5.16: Balanço de massa e metalúrgico do teste ADP-5

57

Tabela 5.17: Caracterização química do concentrado final do Teste ADP-5

Composto Teor (%)

P2O5 33,49

CaCO3 8,54

SiO2 7,63

Fe2O3 1,62

Al2O3 1,04

CaO 46,30

MgO 0,11

U3O8 0,27

58

6. CONCLUSÕES

O estudo de flotação direta com o minério fósforo-uranífero de Itataia realizado em escala de

laboratório e piloto permitiu chegar às seguintes conclusões:

• Os depressores inorgânicos Calgon e silicato de sódio apresentaram desempenho

ineficiente na depressão dos minerais contaminantes, principalmente o carbonato;

• Os amidos modificados e a carboximetilcelulose apresentaram também baixa

seletividade e não foram capazes de diminuir o teor de carbonato no concentrado;

• Os amidos não modificados Flotamil 75 e fécula de mandioca foram os melhores

depressores testados, sendo seletivos na separação apatita / minerais contaminantes,

principalmente o carbonato;

• Dentre todos os depressores testados, a fécula de mandioca foi o que apresentou

melhor desempenho sendo necessário metade da dosagem utilizada do Flotamil 75

para a obtenção dos mesmos resultados;

• O aumento do tempo de condicionamento do agente depressor e da temperatura da

polpa acarretou um expressivo aumento no teor e recuperação de CaCO3 obtido no

concentrado;

• A recuperação máxima de P2O5 ocorreu em pH 10;

• A variação de vazão de ar não exerceu influência significativa sobre os resultados da

flotação; e

• O teste piloto de flotação rougher - cleaner em circuito aberto, utilizando o depressor

fécula de mandioca, selecionado no estudo de laboratório, resultou na obtenção de

um concentrado final com teor e recuperação de P2O5 respectivamente iguais a 33,49 e

80,7%, adequado à produção de fosfórico. Os teores de CaCO3 de U3O8 neste produto

foram 8,54 e 0,27%, nesta ordem.

59

7. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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63

8. APÊNDICES

8.1 Apêndice A: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Bancada

Teste: AD-1R 29 Fevereiro 2011

Objetivo: Realizar a flotação com adição de 12,3 g/t de Calgon

% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711

50,0 10,0 - 12,3 - - -

48,9 10,0 - - 718,7 30,8 20,5

23,0 10,0 - - - - -

(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2

43,7 24,26 26,10 7,50 65,1 60,9 14,9

56,3 10,10 13,00 33,30 34,9 39,1 85,1

100,0 16,29 18,73 22,03 100,0 100,0 100,0

Dissertação Mestrado

Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

Calgon

Alimentação

548,4

Tempo

425,6

974,0

Condicionamento II

Etapa

5,0

-

ProdutoPeso

(g)

Teor (%) Recuperação (%)

R E S U L T A D O S

5,0Flotação

AD-1

64

Teste: AD-2 23 Fevereiro 2011



50,0 10,0 - 25,5 - - -

48,8 10,0 - - 714,3 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


36,9 25,56 26,00 6,78 53,9 51,5 10,5

63,1 12,80 14,30 33,69 46,1 48,5 89,5

100,0 17,51 18,62 23,76 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

618,4

Tempo

361,6

Calgon

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso




50,0 10,0 - 38,8 - - -

48,8 10,0 - - 714,3 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


31,4 23,84 27,00 6,93 44,0 43,0 9,4

68,6 13,90 16,40 30,70 56,0 57,0 90,6

100,0 17,02 19,73 23,23 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

672,3

Tempo

307,7

Calgon

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

65




49,9 10,0 - 51,2 - - -

48,8 10,0 - - 717,2 30,7 20,5

23,0 10,0 - - - - -


27,5 24,20 27,51 6,88 38,4 38,9 8,2

72,5 14,70 16,40 29,30 61,6 61,1 91,8

100,0 17,31 19,45 23,14 100,0 100,0 100,0Alimentação 976,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

707,6

Tempo

268,4

Calgon

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso


Objetivo: Realizar a flotação com adição de 102,5 g/t de Silicato de Sódio


49,9 10,0 - 102,5 - - -

48,8 10,0 - - 717,2 30,7 20,5

23,0 10,0 - - - - -


41,4 25,50 26,50 6,73 61,2 56,5 12,0

58,6 11,40 14,40 34,90 38,8 43,5 88,0

100,0 17,24 19,41 23,24 100,0 100,0 100,0Alimentação 976,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

571,9

Tempo

404,1

Silicato de Sódio

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

66




49,7 10,0 - 205,8 - - -

48,6 10,0 - - 720,2 30,9 20,6

22,9 10,0 - - - - -


40,5 24,80 26,40 6,80 60,2 55,9 11,7

59,5 11,15 14,20 34,99 39,8 44,1 88,3

100,0 16,68 19,14 23,58 100,0 100,0 100,0Alimentação 972,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

578,3

Tempo

393,7

Silicato de Sódio

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso




49,6 10,0 - 305,5 - - -

48,5 10,0 - - 712,8 30,5 20,4

23,1 10,0 - - - - -


33,0 25,39 27,60 6,35 48,5 46,4 9,1

67,0 13,30 15,70 31,40 51,5 53,6 90,9

100,0 17,29 19,63 23,13 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

657,9

Tempo

324,1

Silicato de Sódio

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

67




49,5 10,0 - 409,8 - - -

48,4 10,0 - - 717,2 30,7 20,5

23,0 10,0 - - - - -


30,3 25,40 25,22 6,47 48,3 35,6 9,4

69,7 11,80 19,80 27,10 51,7 64,4 90,6

100,0 15,92 21,44 20,85 100,0 100,0 100,0Alimentação 976,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

680,3

Tempo

295,7

Silicato de Sódio

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

Teste: AD-21 2 Março 2011

Objetivo: Realizar a flotação com adição de 102,0g/t de Flotamil 75


49,7 10,0 - 102,0 - - -

48,6 10,0 - - 714,3 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


54,1 24,60 21,40 8,28 79,0 65,0 19,1

45,9 7,73 13,60 41,42 21,0 35,0 80,9

100,0 16,86 17,82 23,49 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

449,8

Tempo

530,2

Flotamil 75

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-9

68


Objetivo: Realizar a flotação com adição de 203,3 g/t de Flotamil 75


49,5 10,0 - 203,3 - - -

48,4 10,0 - - 711,4 30,5 20,3

22,4 10,0 - - - - -


51,2 24,64 23,24 7,75 75,5 64,5 16,8

48,8 8,37 13,42 40,40 24,5 35,5 83,2

100,0 16,70 18,45 23,68 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

480,2

Tempo

503,8

Flotamil 75

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-10

Teste: -19 2 Março 2011



49,0 10,0 - 406,5 - - -

47,9 10,0 - - 711,4 30,5 20,3

23,1 10,0 - - - - -


48,8 26,80 18,30 8,14 78,9 54,2 17,2

51,2 6,83 14,72 37,46 21,1 45,8 82,8

100,0 16,57 16,47 23,15 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

503,8

Tempo

480,2

Flotamil 75

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-11

69




48,5 10,0 - 609,8 - - -

47,5 10,0 - - 711,4 30,5 20,3

23,1 10,0 - - - - -


35,2 29,90 13,00 7,42 60,7 26,4 11,6

64,8 10,50 19,72 30,80 39,3 73,6 88,4

100,0 17,33 17,36 22,57 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

637,6

Tempo

346,4

Flotamil 75

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-12

Teste: D-11 27 Fevereiro 2011

Objetivo: Realizar a flotação com adição de 101,0 g/t de Fécula de Mandioca


49,7 10,0 - 101,0 - - -

48,6 10,0 - - 707,1 30,3 20,2

23,2 10,0 - - - - -


52,9 24,61 20,62 7,89 77,9 64,6 17,7

47,1 7,86 12,70 41,15 22,1 35,4 82,3

100,0 16,72 16,89 23,56 100,0 100,0 100,0Alimentação 990,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

466,3

Tempo

523,7

Fécula de Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

A

AD-13

70




49,5 10,0 - 201,6 - - -

48,4 10,0 - - 705,6 30,2 20,2

23,3 10,0 - - - - -


51,0 26,90 18,30 7,94 80,7 52,0 17,6

49,0 6,71 17,60 38,80 19,3 48,0 82,4

100,0 17,01 17,96 23,06 100,0 100,0 100,0Alimentação 992,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

486,1

Tempo

505,9

Fécula de Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

A

A D-14




49,3 10,0 - 303,0 - - -

48,2 10,0 - - 707,1 30,3 20,2

23,2 10,0 - - - - -


42,0 28,25 13,50 7,47 71,4 30,7 13,7

58,0 8,21 22,10 34,00 28,6 69,3 86,3

100,0 16,63 18,49 22,86 100,0 100,0 100,0Alimentação 990,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

574,2

Tempo

415,8

Fécula de Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

A

AD-15

71




49,0 10,0 - 401,6 - - -

48,0 10,0 - - 702,8 30,1 20,1

23,3 10,0 - - - - -


38,4 30,80 10,80 7,78 68,0 21,1 13,2

61,6 9,04 25,11 32,01 32,0 78,9 86,8

100,0 17,39 19,62 22,70 100,0 100,0 100,0Alimentação 996,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

613,5

Tempo

382,5

Fécula de Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

A

AD-16

Teste: AD-31 4 abril 2011

Objetivo: Realizar a flotação com adição de 50,9g/t de Amido Catiônico (FilmPlus 9002 ACC)


49,9 10,0 - 50,9 - - -

48,8 10,0 - - 712,6 30,5 20,4

23,1 10,0 - - - - -


53,0 24,04 25,84 8,10 78,5 68,2 18,1

47,0 7,43 13,56 41,38 21,5 31,8 81,9

100,0 16,23 20,07 23,74 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,3

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

461,7

Tempo

520,6

Amido Catiônico

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-17

72




49,7 10,0 - 102,0 - - -

48,6 10,0 - - 714,1 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


54,6 24,04 25,84 8,12 83,2 69,7 18,5

45,4 5,82 13,50 42,90 16,8 30,3 81,5

100,0 15,77 20,24 23,91 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,3

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

445,1

Tempo

535,2

Amido Catiônico

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-18

Teste: -32 4 abril 2011

Objetivo: Realizar a flotação com adição de 152,4g/t de Amido Catiônico


49,6 10,0 - 152,4 - - -

48,5 10,0 - - 711,1 30,5 20,3

23,1 10,0 - - - - -


52,3 24,05 26,03 7,75 81,9 68,5 17,4

47,7 5,81 13,10 40,30 18,1 31,5 82,6

100,0 15,35 19,86 23,27 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,4

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

469,6

Tempo

514,8

Amido Catiônico

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-19

73

Teste: 4 abril 2011



49,5 10,0 - 203,3 - - -

48,4 10,0 - - 711,7 30,5 20,3

23,1 10,0 - - - - -


53,2 23,45 26,00 7,64 81,5 71,1 16,6

46,8 6,04 12,00 43,55 18,5 28,9 83,4

100,0 15,30 19,45 24,45 100,0 100,0 100,0Alimentação 983,6

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

460,3

Tempo

523,3

Amido Catiônico

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-29

AD-20




49,0 10,0 - 408,2 - - -

47,9 10,0 - - 714,3 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


51,0 23,71 27,38 7,71 75,2 64,0 16,6

49,0 8,13 16,00 40,30 24,8 36,0 83,4

100,0 16,08 21,80 23,68 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

480,2

Tempo

499,8

980,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

FilmPlus 9002 ACC

AD-21

74




48,5 10,0 - 607,3 - - -

47,5 10,0 - - 708,5 30,4 20,2

23,2 10,0 - - - - -


45,5 24,33 27,60 7,27 69,0 57,5 14,0

54,5 9,11 17,00 37,43 31,0 42,5 86,0

100,0 16,04 21,82 23,71 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

538,5

Tempo

449,5

988,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

FilmPlus 9002 ACC

AD-22


Objetivo: Realizar a flotação com adição de 201,9g/t de EP2031


49,5 10,0 - 201,9 - - -

48,4 10,0 - - 706,7 30,3 20,2

23,2 10,0 - - - - -


53,1 23,97 27,42 7,86 80,6 67,9 18,8

46,9 6,53 14,70 38,39 19,4 32,1 81,2

100,0 15,79 21,45 22,18 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

464,5

Tempo

526,0

990,5

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

Amido Catiônico EP2031

AD-23

75

Teste: D-38 14 abril 2011



49,0 10,0 - 401,6 - - -

48,0 10,0 - - 702,8 30,1 20,1

23,3 10,0 - - - - -


51,6 23,80 27,20 7,93 80,1 65,5 16,6

48,4 6,31 15,27 42,62 19,9 34,5 83,4

100,0 15,34 21,43 24,72 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

482,1

Tempo

513,9

996,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I


A

AD-24




48,8 10,0 - 507,1 - - -

47,7 10,0 - - 709,9 30,4 20,3

23,2 10,0 - - - - -


48,7 24,54 27,06 7,64 74,1 61,0 15,5

51,3 8,13 16,42 39,51 25,9 39,0 84,5

100,0 16,12 21,60 23,99 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

505,8

Tempo

480,2

986,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I


A

AD-25

76




48,5 10,0 - 602,4 - - -

47,5 10,0 - - 702,8 30,1 20,1

23,3 10,0 - - - - -


42,0 24,67 26,60 7,10 64,3 51,8 12,7

58,0 9,90 17,92 35,41 35,7 48,2 87,3

100,0 16,10 21,56 23,52 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

577,7

Tempo

418,3

996,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I


A

AD-26

Teste: -14R 29 Fevereiro 2011

Objetivo: Realizar a flotação com adição de 103,5g/t de Dextrina


49,9 10,0 - 103,5 - - -

48,7 10,0 - - 724,6 31,1 20,7

22,8 10,0 - - - - -


43,7 24,20 23,00 7,20 64,8 60,7 13,2

56,3 10,20 11,55 36,90 35,2 39,3 86,8

100,0 16,32 16,55 23,92 100,0 100,0 100,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

Dextrina

Alimentação

543,9

Tempo

422,1

966,0

Condicionamento II

Etapa

5,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

AD

AD-27

77


Objetivo: Realizar a flotação com adição de 201,6 g/t de Dextrina


49,7 10,0 - 201,6 - - -

48,7 10,0 - - 705,6 30,2 20,2

23,3 10,0 - - - - -


39,1 23,20 23,48 5,80 55,6 54,3 9,7

60,9 11,90 12,70 34,50 44,4 45,7 90,3

100,0 16,32 16,92 23,28 100,0 100,0 100,0Alimentação 992,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

604,1

Tempo

387,9

Dextrina

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-28




49,6 10,0 - 301,8 - - -

48,5 10,0 - - 704,2 30,2 20,1

23,3 10,0 - - - - -


31,0 25,07 22,80 6,22 46,1 42,3 8,2

69,0 13,17 13,96 31,13 53,9 57,7 91,8

100,0 16,86 16,70 23,41 100,0 100,0 100,0Alimentação 994,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

685,9

Tempo

308,1

Dextrina

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-29

78




49,5 10,0 - 398,4 - - -

48,4 10,0 - - 697,2 29,9 19,9

23,5 10,0 - - - - -


27,3 25,40 23,80 6,45 44,0 34,0 7,5

72,7 12,16 17,35 30,00 56,0 66,0 92,5

100,0 15,77 19,11 23,57 100,0 100,0 100,0Alimentação 1.004,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

729,9

Tempo

274,1

Dextrina

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-30


Objetivo: Realizar a flotação com adição de 203,3g/t de Carboximetilcelulose


49,5 10,0 - 203,3 - - -

48,4 10,0 - - 711,4 30,5 20,3

23,1 10,0 - - - - -


54,7 23,28 28,00 8,52 83,3 69,0 19,0

45,3 5,65 15,20 43,88 16,7 31,0 81,0

100,0 15,29 22,20 24,54 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

445,8

Tempo

538,2

984,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

CMC

AD-31

79




49,3 10,0 - 294,7 - - -

48,2 10,0 - - 687,6 29,5 19,6

23,7 10,0 - - - - -


53,4 23,42 27,00 8,27 82,0 66,2 17,9

46,6 5,91 15,81 43,34 18,0 33,8 82,1

100,0 15,26 21,79 24,61 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

474,4

Tempo

543,6

1.018,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

CMC

A

AD-32


Objetivo: Realizar a flotação com adição de 405,7 g/t de CMC


49,0 10,0 - 405,7 - - -

47,9 10,0 - - 709,9 30,4 20,3

23,2 10,0 - - - - -


50,1 23,70 27,32 8,24 74,3 62,6 17,4

49,9 8,24 16,40 39,41 25,7 37,4 82,6

100,0 15,99 21,87 23,79 100,0 100,0 100,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Tempo CMC

Rejeito

Concentrado

Alimentação

492,0

494,0

986,0

Recuperação (%)

R E S U L T A D O S

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

(g)

Teor (%)

A

AD-33

80




48,8 10,0 - 505,1 - - -

47,7 10,0 - - 707,1 30,3 20,2

23,2 10,0 - - - - -


47,9 23,63 26,60 8,42 72,1 58,0 17,0

52,1 8,42 17,70 37,71 27,9 42,0 83,0

100,0 15,70 21,96 23,68 100,0 100,0 100,0

-

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

Alimentação

515,8

Tempo

474,2

990,0

Condicionamento II

Etapa

5,0


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Rejeito

Concentrado

3,0

Condicionamento I

CMC

A

AD-34


Objetivo: Realizar a flotação com tempo de condicionamento do depressor de 5 minutos


49,5 10,0 - 204,5 - - -

48,4 10,0 - - 715,7 30,7 20,4

23,0 10,0 - - - - -


53,6 25,20 19,90 8,81 82,1 57,2 20,4

46,4 6,35 17,20 39,80 17,9 42,8 79,6

100,0 16,45 18,65 23,19 100,0 100,0 100,0Alimentação 978,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

453,8

Tempo

524,2

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-35

81




49,5 10,0 - 204,1 - - -

48,4 10,0 - - 714,3 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


56,7 23,90 20,70 9,50 84,5 62,3 23,1

43,3 5,76 16,40 41,39 15,5 37,7 76,9

100,0 16,05 18,84 23,31 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

10,0

3,0

Condicionamento I

424,3

Tempo

555,7

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-36




49,5 10,0 - 203,7 - - -

48,4 10,0 - - 712,8 30,5 20,4

23,1 10,0 - - - - -


56,8 24,00 22,87 8,80 84,0 67,8 21,2

43,2 6,00 14,30 43,00 16,0 32,2 78,8

100,0 16,23 19,17 23,57 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

15,0

3,0

Condicionamento I

424,2

Tempo

557,8

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-37

82


Objetivo: Realizar a flotação em pH 9


49,5 9,0 - 201,6 - - -

48,4 9,0 - - 705,6 30,2 20,2

23,3 9,0 - - - - -


48,4 25,50 18,67 8,20 77,4 53,0 16,7

51,6 6,98 15,50 38,43 22,6 47,0 83,3

100,0 15,94 17,03 23,80 100,0 100,0 100,0Alimentação 992,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

511,9

Tempo

480,1

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-38


Objetivo: Realizar a flotação em pH 11


49,5 11,0 - 205,8 - - -

48,4 11,0 - - 720,2 30,9 20,6

22,9 11,0 - - - - -


37,7 27,00 16,00 9,71 62,6 34,0 15,9

62,3 9,77 18,80 31,01 37,4 66,0 84,1

100,0 16,26 17,74 22,98 100,0 100,0 100,0Alimentação 972,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

605,6

Tempo

366,4

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-39

83


Objetivo: Realizar a flotação em Temperatura de 35°C


49,5 10,0 - 204,5 - - -

48,4 10,0 - - 715,7 30,7 20,4

23,0 10,0 - - - - -


57,9 24,15 21,50 8,70 85,4 72,4 21,4

42,1 5,66 11,30 43,83 14,6 27,6 78,6

100,0 16,36 17,20 23,49 100,0 100,0 100,0Alimentação 978,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

411,7

Tempo

566,3

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-40


Objetivo: Realizar a flotação em Temperatura de 50°C


49,5 10,0 - 204,1 - - -

48,4 10,0 - - 714,3 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


59,2 22,80 32,70 8,50 85,9 79,0 21,5

40,8 5,45 12,62 45,00 14,1 21,0 78,5

100,0 15,72 24,51 23,39 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

399,8

Tempo

580,2

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD

AD-41

84

Teste: 4 abril 2011

Objetivo: Realizar a flotação com ar aspirado (padrão)


49,5 10,0 - 203,5 - - -

48,4 10,0 - - 712,4 30,5 20,4

23,1 10,0 - - - - -


50,9 25,62 21,14 8,66 82,4 54,4 18,6

49,1 5,66 18,35 39,23 17,6 45,6 81,4

100,0 15,82 19,77 23,67 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,6

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

482,5

Tempo

500,1

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-33

AD-42


Objetivo: Realizar a flotação com vazão de ar de 3,0NL/min)


49,5 10,0 - 207,6 - - -

48,4 10,0 - - 726,7 31,1 20,8

22,8 10,0 - - - - -


49,6 25,94 20,82 8,40 77,2 53,0 18,0

50,4 7,52 18,17 37,70 22,8 47,0 82,0

100,0 16,66 19,48 23,16 100,0 100,0 100,0Alimentação 963,2

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

485,5

Tempo

477,7

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-43

85


Objetivo: Realizar a flotação com vazão de ar de 4,0 NL/min

% de Fécula de Liacid Flotanol EumulginSólidos Mandioca 1218 D25 MC-711

49,5 10,0 - 202,1 - - -

48,4 10,0 - - 707,3 30,3 20,2

23,2 10,0 - - - - -


49,7 25,26 20,92 8,73 77,8 45,8 18,9

50,3 7,13 24,50 37,10 22,2 54,2 81,1

100,0 16,14 22,72 23,00 100,0 100,0 100,0

ProdutoPeso

(g)


R E S U L T A D O S

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

5,0Flotação

-

Rejeito

Concentrado

Alimentação

497,8

491,9

989,7


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Tempo

A

AD-44

Teste: 4 abril 2011

Objetivo: Realizar a flotação com vazão de ar de 5,0NL/min)


49,5 10,0 - 204,3 - - -

48,4 10,0 - - 715,0 30,6 20,4

23,1 10,0 - - - - -


50,4 25,34 21,16 8,58 81,2 54,2 18,2

49,6 5,97 18,20 39,20 18,8 45,8 81,8

100,0 15,73 19,69 23,77 100,0 100,0 100,0Alimentação 979,0

Rejeito

Concentrado


Condições

(min)pH

Reagentes (g/t)

Condicionamento II

Etapa

5,0

3,0

Condicionamento I

485,6

Tempo

493,4

Fécula Mandioca

(g)


R E S U L T A D O S

5,0Flotação

-

ProdutoPeso

AD-36

AD-45

86

8.2 Apêndice B: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Escala Piloto

TESTE: ADP-1 4 Agosto 2011

OBJETIVO: Realizar a flotação rougher com 249,2 g/t de Fécula de Mandioca

C O N D I Ç Õ E S O P E R A C I O N A I S

** Tempo de residência (min)

** Percentagem de sólidos

** Hidróxido de Sódio (g/t)

** Fécula de Mandioca (g/t)



** Óleo de Coco (g/t)

** pH da polpa

* Água de diluição (L/h)

** Ar

** Água de lavagem

** Polpa

* Percentagem de sólidos na alimentação

* Altura da camada de espuma (cm)

* Tempo de residência da polpa (min)

* Capacidade de transporte (g/cm2.min)

* Hold up do ar (%)

* Bias

Sólidos Polpa P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2

Concentrado 16,47 63,15 25,33 20,26 10,51 57,0 84,5 53,4 27,7

Rejeito 12,42 85,12 6,16 23,47 36,42 43,0 15,5 46,6 72,3

Alimentação 28,89 102,43 17,09 21,64 21,65 100,0 100,0 100,0 100,0

141,2

V A R I Á V E L

0,9

E T A P A

CONDICIONAMENTO

* Condicionador 2

* Condicionador 1

FLOTAÇÃO

* Veloc. Superficial

16,5

52,7

3,39

27,6

28,2

80,0

15,9

1,64

0,16

0,26(cm/s)

726,9

10,25

45,0

D I S S E R T A Ç Ã O M E S T R A D O

P R O D U T O

R E S U L T A D O S

V A Z Ã O (kg/h) T E O R (%) D I S T R I B U I Ç Ã O (%)

52,7

249,2

V A L O R

26,5

87


OBJETIVO: Realizar a flotação rougher com 415,4 g/t de Fécula de Mandioca









** pH da polpa


** Ar

** Água de lavagem

** Polpa





* Hold up do ar (%)

* Bias


Concentrado 14,10 77,15 29,21 11,44 9,39 48,8 82,9 28,7 20,3

Rejeito 14,79 79,45 5,73 27,10 35,12 51,2 17,1 71,3 79,7

Alimentação 28,89 102,57 17,19 19,46 22,56 100,0 100,0 100,0 100,0

88,3

V A R I Á V E L

0,8

E T A P A

CONDICIONAMENTO

* Condicionador 2

* Condicionador 1

FLOTAÇÃO


16,5

52,7

2,90

21,3

28,2

80,0

19,1

1,64

0,19

0,24(cm/s)

706,1

10,35

45,0


P R O D U T O

R E S U L T A D O S


52,7

415,4

V A L O R

26,5

88


OBJETIVO: Realizar a flotação rougher com 321,9 g/t de Fécula e 456,9 g/t de óleo de coco









** pH da polpa


** Ar

** Água de lavagem

** Polpa





* Hold up do ar (%)

* Bias


Concentrado 14,56 52,32 28,86 12,90 8,99 50,4 84,5 33,6 20,1

Rejeito 14,33 97,47 5,40 25,87 36,29 49,6 15,5 66,4 79,9

Alimentação 28,89 102,00 17,22 19,33 22,53 100,0 100,0 100,0 100,0

98,7

V A R I Á V E L

1,1

E T A P A

CONDICIONAMENTO

* Condicionador 2

* Condicionador 1

FLOTAÇÃO


16,7

52,7

2,99

23,1

28,3

80,0

14,8

1,64

0,16

0,30(cm/s)

456,9

10,1

45,0


P R O D U T O

R E S U L T A D O S


52,7

321,9

V A L O R

26,5

89


OBJETIVO: Idêntico ao Teste ADP-4, porém com VSAr = 1,85 cm/s









** pH da polpa


** Ar

** Água de lavagem

** Polpa





* Hold up do ar (%)

* Bias


Concentrado 13,52 58,82 30,43 11,45 9,58 46,8 82,2 27,6 19,7

Rejeito 15,37 95,11 5,82 26,42 34,36 53,2 17,8 72,4 80,3

Alimentação 28,89 107,12 17,33 19,41 22,76 100,0 100,0 100,0 100,0

93,5

V A R I Á V E L

1,0

E T A P A

CONDICIONAMENTO

* Condicionador 2

* Condicionador 1

FLOTAÇÃO


16,7

52,7

2,78

23,9

27,0

80,0

15,2

1,85

0,16

0,29(cm/s)

535,8

10,2

50,0


P R O D U T O

R E S U L T A D O S


52,7

334,4

V A L O R

26,5

90


OBJETIVO: Realizar a flotação rougher/cleaner em circuito aberto


ROUGHER CLEANER

** Tempo de residência (min) 26,1 -

** Percentagem de sólidos 52,7 -

** Hidróxido de Sódio (g/t) 92,3 62,6

** Fécula de Mandioca (g/t) 330,3 -

** Tempo de residência (min) 17,5 -

** Percentagem de sólidos 52,7 -

** Liacid 1218 (g/t) 529,2 -

** pH da polpa 10,1 10,0

* Água de diluição (L/h) 50,0 0,0

** Ar 1,85 1,59

** Água de lavagem 0,17 0,27

** Polpa 0,29 0,46

* Percentagem de sólidos na alimentação 27,7 23,0

* Altura da camada de espuma (cm) 80,0 75,0

* Tempo de residência da polpa (min) 15,5 15,2

* Capacidade de transporte (g/cm2.min) 2,85 9,90

* Hold up do ar (%) 22,1 16,3

* Bias 1,0 0,7


Conc. Cleaner 12,13 45,05 33,49 8,54 7,63 41,5 80,7 19,0 13,7

Rej. Cleaner 1,73 35,27 9,88 29,60 24,67 5,9 3,4 9,4 6,3

Conc. Rougher 13,86 60,32 30,54 11,17 9,76 47,4 84,1 28,5 20,0

Rej. Rougher 15,39 95,21 5,20 25,28 35,09 52,6 15,9 71,5 80,0

Alimentação 29,25 55,52 17,21 18,59 23,08 100,0 100,0 100,0 100,0

COLUNA

R E S U L T A D O S

P R O D U T OV A Z Ã O (kg/h) T E O R (%) D I S T R I B U I Ç Ã O (%)


(cm/s)

FLOTAÇÃO

EM


E T A P A V A R I Á V E L

CONDICIONAMENTO

* Condicionador 1

* Condicionador 2

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AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES NA FLOTAÇÃO … · AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES . NA FLOTAÇÃO DIRETA DO MINÉRIO . FÓSFORO-URANÍFERO DE ITATAIA . Adalberto