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UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO
DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS
PROGRAMA DE PÓS-GRADUAÇÃO EM ENGENHARIA MINERAL
CARACTERIZAÇÃO DO REJEITO DE MINÉRIO DE FERRO DA
MINA DE CÓRREGO DO FEIJÃO
AUTOR: MARCOS ANTÔNIO GOMES
ORIENTADOR: PROF. DR. CARLOS ALBERTO PEREIRA
ÁREA DE CONCENTRAÇÃO: TRATAMENTO DE MINÉRIOS E RESÍDUOS
Proposta apresentada ao Programa de Pós-Graduação em Engenharia Mineral do Departamento de Engenharia de Minas da Escola de Minas da Universidade Federal de Ouro Preto, como parte integrante dos requisitos para obtenção do título de Mestre em Engenharia Mineral, área de Tratamento de Minérios e Resíduos.
Ouro Preto
Setembro/2009
Livros Grátis
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ii
UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO
CURSO DE PÓS-GRADUAÇÃO EM ENGENHARIA MINERAL
MARCOS ANTÔNIO GOMES
CARACTERIZAÇÃO DO REJEITO DE MINÉRIO DE FERRO DA
MINA DE CÓRREGO DO FEIJÃO
Dissertação apresentada ao curso de Pós-Graduação em Engenharia Mineral do Departamento de Engenharia de Minas da Escola de Minas da Universidade Federal de Ouro Preto.
Área de Concentração: Engenharia Mineral
Orientador: Prof. Carlos Alberto Pereira
Ouro Preto
dezembro/2009
iii
AGRADECIMENTOS
O autor agradece a Deus e a todos que colaboraram de alguma forma na elaboração
deste trabalho, mas em especial:
Ao professor Carlos Alberto Pereira, pela valiosa orientação.
Ao professor Toninho Peres, pelas orientações técnicas e pelo incentivo constante.
Aos colegas da Unidade de Córrego do Feijão, pelo apoio e pela amizade.
Ao meu filho Gustavo, pela alegria.
A minha esposa Kellen pelo carinho, apoio e paciência.
Ao amigo Alessandro Rezende, pelo incentivo e pelas trocas de informações.
iv
SUMÁRIO
1. INTRODUÇAO.........................................................................................................1
2. OBJETIVO................................................................................................................3
3. RELEVÂNCIA E JUSTIFICATIVA........................................................................4
4. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA..................................................................................5
4.1. MINÉRIOS DE FERRO – ASPECTOS GERAIS..........................................................5
4.2. MINERALOGIA E CLASSIFICAÇÃO DOS DEPÓSITOS NO BRASIL............................5
4.2.1. MINERAIS PORTADORES DE FERRO .....................................................................5
4.2.2. PRINCIPAIS MINERAIS DE GANGA ........................................................................7
4.3. BENEFICIAMENTO DO MINÉRIO DE FERRO..........................................................8
4.3.1. MÉTODOS DE CONCENTRAÇÃO ATUALMENTE USADOS NO BRASIL...................10
4.3.2. DESLAMAGEM................................................................................................ 12
4.3.3. FLOTAÇÃO.......................................................................................................13
4.3.4. SEPARAÇÃO MAGNÉTICA.................................................................................17
4.3.5. ESTUDOS DE CONCENTRAÇÃO DE REJEITOS......................................................24
4.4. RESERVAS MUNDIAIS, PRODUÇÃO, EXPORTAÇÃO E IMPORTAÇÃO BRASILEIRA
DE MINÉRIO DE FERRO E PRODUTOS MANUFATURADOS ..............................................26
5. MINA DE CÓRREGO DO FEIJÃO.......................................................................33
6. METODOLOGIA....................................................................................................40
7. RESULTADOS E DISCUSSÕES...........................................................................50
8. CONCLUSÕES.......................................................................................................63
v
9. SUGESTÕES PARA TRABALHOS FUTUROS...................................................64
10. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS ....................................................................65
vi
LISTA DE FIGURAS
Figura 4.1: Desenho da célula de flotação.
Figura 4.2: Coluna de flotação.
Figura 4.3: Concentrador magnético de tambor.
Figura 4.4: Desenho esquemático do concentrador magnético de tambor.
Figura 4.5: Separador magnético ferrous wheel.
Figura 4.6: Concentrador magnético tipo jones.
Figura 4.7: Desenho esquemático do concentrador magnético tipo jones.
Figura 4.8: Desenho esquemático do separador magnético slon.
Figura 5.1: Localização da mina de córrego do feijão.
Figura 5.2: Seção geológica esquemática da jazida de córrego do feijão.
Figura 5.3: Vista geral da mina de córrego do feijão.
Figura 5.4: Fluxograma do processo de beneficiamento do minério de ferro da Unidade
de Córrego do Feijão.
Figura 6.1: Plataforma para sondagem de rejeito na barragem em região contendo água.
Figura 6.2: Conjunto moto-bomba para sondagem de rejeito na barragem.
Figura 6.3: Detalhe do trépano, à esquerda e do trado helicoidal à direita.
Figura 6.4: Sondagem na barragem de rejeito em região de praia.
Figura 6.5: Disposição dos furos de amostragem na barragem I de rejeito.
Figura 6.6: Mineralogia das amostras 01 e 02 dos finos da barragem I.
vii
Figura 6.7: Fluxograma de preparação das amostras.
Figura 7.1: Porcentagem passante em 0,045mm das amostras dos furos de sondagem da
barragem I.
Figura 7.2: Divisão dos domínios dos finos dos furos de sondagem da barragem I.
Figura 7.3: Distribuição granulométrica dos furos do domínio dos grossos.
Figura 7.4: Distribuição do teor de ferro em frações dos furos do domínio dos grossos.
Figura 7.5: Distribuição granulométrica do furo de sondagem SPL 23.
Figura 7.6: Distribuição granulométrica do furo de sondagem SPL 02.
Figura 7.7: Distribuição dos furos de sondagem do domínio dos grossos.
Figura 7.8: Distribuição dos furos de sondagem do domínio dos finos.
Figura 7.9: Distribuição granulométrica do furo de sondagem SPL 19.
Figura 7.10: Distribuição do teor de ferro do furo de sondagem SPL 19.
Figura 7.11: Distribuição dos domínios dos furos de sondagem da barragem I.
Figura 7.12: Fluxograma das etapas de concentração dos finos - Rota I.
Figura 7.13: Fluxograma das etapas de concentração dos finos - rota II.
viii
LISTA DE TABELAS
Tabela 4.1: Resumo dos resultados dos ensaios de concentração.
Tabela 4.2: Reserva e produção mundial de minério de ferro.
Tabela 4.3: Produção, exportação, importação e consumo de minério no Brasil.
Tabela 5.1: Especificação dos produtos da Unidade de Córrego do Feijão.
Tabela 6.1: Informações dos furos de sondagem na barragem I de rejeito.
Tabela 6.2: Porcentagem da massa das parcelas afundado e flutuado da deslamagem.
Tabela 7.1: Análise granulométrica e química das amostras dos furos de sondagem da
barragem I.
Tabela 7.2: Teores médios, em %, dos furos do domínio dos grossos homogêneos.
Tabela 7.3: Teores médios, em %, dos furos do domínio dos grossos heterogêneos.
Tabela 7.4: Teores médios, em %, dos furos do domínio dos finos.
Tabela 7.5: Teores médios dos furos do domínio dos finos.
Tabela 7.6: Rota I de concentração dos finos da barragem I.
Tabela 7.7: Rota II de concentração dos finos da barragem I.
Tabela 7.8: Resultado da qualidade da separação magnética da fração -1,0+0,15mm -
Rota I.
Tabela 7.9: Resultado da qualidade média da separação magnética da fração
-1,0+0,15mm - Rota I.
Tabela 7.10: Resultado da qualidade da deslamagem e flotação da fração -0,15mm -
Rota I.
Tabela 7.11: Resultado da qualidade global da deslamagem e flotação da fração
-0,15mm - Rota II.
ix
Tabela 7.12: Resultado da qualidade da separação magnética da fração -1,0+0,15mm
- Rota II.
Tabela 7.13: Resultado da qualidade média da separação magnética da fração
-1,0+0,15mm - Rota II.
Tabela 7.14: Resultado da Rota I.
Tabela 7.15: Resultado da rota II.
x
LISTA DE ABREVIATURAS
IBR Instalação de britagem.
ITM Instalação de tratamento de minérios.
PF Perda ao fogo.
ppb Partes por bilhão.
PPC Perda por calcinação.
ppm Partes por milhão.
ROM Run of mine.
WDRE Wet drum rare earth.
WHIMS Wet high intensity magnetic separator.
xi
RESUMO
Neste trabalho é apresentada a caracterização dos finos estocados na barragem I como
rejeito proveniente do tratamento de minério ferro da usina da mina de Córrego do
Feijão, que no ano de 2008 foram gerados 1.479.157t. Na caracterização tecnológica das
amostras, estão apresentadas análises granulométricas por peneiramento a úmido,
análises químicas por espectrometria de absorção atômica, e análise mineralógica por
difração de raios-X. De posse das análises de caracterização foram executados ensaios
tecnológicos. Foram realizados ensaios de concentração magnética, deslamagem,
classificação e flotação em escala de bancada. De acordo com a distribuição
granulométrica dos finos do minério de ferro, 91,79% das partículas encontram-se
abaixo de 0,150mm e 58,81% abaixo de 0,045mm. A amostra apresenta teores médios
(calculado) de 48,08% de Fe, 20,58% de SiO2, 3,16% de Al2O3. Os minerais de ferro
identificados na amostra global foram hematita, martita, magnetita e goethita. Os
minerais de ganga identificados foram quartzo, gibbisita e caolinita. A qualidade
química e recuperação em massa atendem a premissa do trabalho, mesmo sem maiores
otimizações. A melhor opção de concentração estudada consistiu na utilização de
separação magnética. O concentrado apresentou teor de Fe de 67,54%, SiO2 de 1,50%
para uma recuperação em massa de 68,00%.
xii
ABSTRACT
In this work is presented the characterization of the fines, stocked in dam I as tailing,
proceeding from the ore treatment iron of the plant of the Córrego do Feijão mine, that
in the year of 2008 had been generated 1,479,157 t. In the technological characterization
of the samples, are presented size distribution by humid sieving, chemical
characterization by absorption atomic spectrometry, and mineralogical characterization
by X-ray diffraction. Of ownership of the technological characterization had been
executed technological assays. Rehearsals in bench scale for magnetic concentration,
desliming, classification and flotation. It was observed that 91.79% of sample particles
were -0,150mm and 58.81% -0,045mm. The sample presents average grade (calculated)
48.08%, 20.58% and 3.16% of the Fe, SiO2 and Al2O3, respectively. The iron minerals
of identified in the global sample had been hematite, martite, magnetite and goethite.
The gangue minerals identified had been quartz, gibbisite and caolinite. The chemical
quality and mass recovery obtained in the present work can be considered as
satisfactory regarding the objectives on the research. The best option of studied
concentration consisted of the use of magnetic separation. The concentrate presented
grade of Fe of 67.54%, SiO2 of 1.50% and mass recovery 68.00%.
1
1. INTRODUÇAO
A mineração é uma indústria de importância estratégica no Brasil, e tem hoje uma
participação direta na faixa de cinco por cento no Produto Interno Bruto (PIB)
alcançado em 2006. Dentro de um contexto mais amplo, a sua participação no PIB
cresce para, aproximadamente, vinte e seis por cento, uma vez que a maior parte dos
bens minerais são utilizados como matéria-prima pelas indústrias de transformação, tais
como: siderurgia, fertilizantes, cimento, construção civil, petroquímica, evidenciando,
assim, a grande importância da mineração para a economia nacional. Dentre os
elementos estratégicos extraídos no nosso país, está o ferro.
Embora os indicadores econômicos e as perspectivas sejam amplamente favoráveis, a
mineração continua sendo vista pela grande maioria da sociedade como a grande “vilã”
ambiental, trazendo impactos negativos principalmente na região circunvizinha onde
está instalada. De acordo com FLORES (2006) e RESENDE (2009), muitas vezes, esses
impactos continuam a atuar sobre o ambiente após o encerramento das atividades
produtivas do empreendimento mineiro.
O impacto ambiental gerado pelo setor mineral, particularmente o visual, é grande,
porque é de fácil verificação e até mesmo constatação, particularmente nas minas e
atividades extrativas a céu aberto REIS & BARRETO (2001).
O aumento da demanda de minérios incentiva o desenvolvimento de tecnologias para
otimizar os processos existentes ou de novos processos para aproveitamento de minérios
de baixo teor, antes tidos como rejeitos, OLIVEIRA (2006).
A recuperação metalúrgica de um processo de concentração é um parâmetro de extrema
importância. Deve-se sempre procurar maximizá-lo, objetivando-se aumentar a
produção de carga metálica por unidade de minério alimentado, tal que seja traduzida
em maior margem de lucro. Contudo, isso deve ser feito com o devido planejamento
para que não haja perda de qualidade do produto final. Outra importante conseqüência
do aumento da recuperação metalúrgica é a diminuição do volume de material
descartado como rejeito. O rejeito é descartado em bacias que possuem elevado custo de
capital e operacional. Essas bacias, normalmente, possuem vida útil de muitos anos,
2
logo, reduções na produção de rejeito são altamente significativas a longo prazo,
TURRER (2004).
O processamento do minério de ferro da Unidade de Córrego do Feijão gera uma
quantidade expressiva de finos. No ano de 2008, para uma produção de 6.039.597 t de
produtos, foram gerados 1.479.157 t de rejeitos, que são estocados na barragem I,
gerando um grande volume, estimado em 20.000.000 t, ao fim de sua vida útil previsto
para 2010. Os teores médios de ferro, sílica e alumina são, respectivamente, 48,08%,
20,58% e 3,16%. Logo, é de extrema importância do ponto de vista ambiental e
econômico um estudo de caracterização, visando o aproveitamento destes rejeitos.
3
2. OBJETIVO
O objetivo do trabalho é:
- caracterizar as amostras do rejeito proveniente da concentração de finos da usina de
tratamento de minério de ferro da Mina de Córrego do Feijão, dispostos na barragem I;
- verificar a possibilidade de concentração deste rejeito para obtenção de produtos,
enquadrando-os dentro de especificações para aplicações na indústria metalúrgica.
Desta forma o trabalho envolve:
· Caracterização química e granulométrica;
· Caracterização mineralógica;
· Ensaios em escala de bancada para separação magnética, deslamagem e flotação.
4
3. RELEVÂNCIA E JUSTIFICATIVA
A preocupação com a conservação ambiental tem levado cada vez mais ao
aproveitamento de rejeitos de mineração, quer pelo emprego de novas tecnologias de
beneficiamento destes “minérios” de teores mais pobres ou pela utilização dos mesmos
para outras aplicações. Sem dúvida alguma, para a verificação da possibilidade do
aproveitamento destes rejeitos faz-se necessária a caracterização tecnológica dos
mesmos (caracterização mineralógica, granulométrica, química e ensaios tecnológicos
específicos para um determinado emprego), REIS (2005).
A aplicação de processos de concentração é necessária, pois pode vir a aumentar os
potenciais aproveitamentos diretos dos rejeitos. Há ainda a possibilidade de obtenção de
produtos dentro de especificações comerciais para as aplicações a que os minérios
costumeiramente se destinam. Mas o método de concentração aplicado deve ser
economicamente viável, devido ao baixo valor agregado a rejeitos. São importantes,
portanto, projetos para a caracterização dos rejeitos, e então a identificação e
desenvolvimento de potencias aplicações dos mesmos, REIS (2005).
O processamento do minério de ferro da Unidade de Córrego do Feijão gera uma
quantidade expressiva de finos. No ano de 2008, para uma produção de 6.039.597 t de
produtos, foram gerados 1.479.157 t de rejeitos, que são estocados na barragem I,
gerando um grande volume, estimado em 20.000.000 t, ao fim de sua vida útil previsto
para 2010. Logo, é de extrema importância do ponto de vista ambiental e econômico um
estudo de caracterização, visando o aproveitamento destes rejeitos.
5
4. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA
4.1. Minérios de Ferro – Aspectos Gerais, Turrer (2004)
O ferro é o quarto elemento mais abundante na crosta terrestre. Entre os metais só é
superado pelo alumínio. Possui concentração na litosfera de 4,2% (WALDE, 1986). É
maleável e dúctil, tem densidade específica de 7,87. Comparativamente a outros metais
é um fraco condutor de eletricidade. É facilmente magnetizável em temperaturas baixas,
porém sua magnetização se torna mais difícil com seu aquecimento, até que em 790ºC
ocorre o desaparecimento desta propriedade, graças à transformação de ferro-α em
ferro-β (CRISTIE & BRATHWAITE, 1997).
A ocorrência de ferro nativo é rara, sendo encontrado somente em meteoritos, basaltos
da ilha de Disko, a oeste da Groelândia, e sedimentos carbonáceos do Missouri, EUA
(CRISTIE & BRATHWAITE, 1997). Normalmente ocorre associado ao dióxido de
carbono, oxigênio, enxofre ou silício formando carbonatos, óxidos, sulfetos e silicatos,
respectivamente.
4.2. Mineralogia e Classificação dos Depósitos no Brasil
4.2.1. Minerais portadores de Ferro, Dana (1974)
Hematita
É o mais importante mineral de ferro e também o mineral de maior significado,
encontrado nos minérios pré-cambrianos. Em termos químicos, a hematita é considerada
como Fe2O3 puro, com 69,94% de ferro e 30,06% de oxigênio. Apresenta dureza entre
5,5 e 6,5, e densidade 5,3.
Goethita
É um dos minerais mais comuns e se forma, sob condições de oxidação, como produto
de intemperismo dos minerais portadores de ferro. Forma-se, também, como precipitado
direto, inorgânico ou biogênico, sendo amplamente disseminado, como depósito em
pântanos e fontes. Em termos químicos, a composição da goethita pode ser expressa da
6
seguinte forma: 62,9% de ferro, 27,0% de oxigênio e 10,1% de água. O manganês
também pode ser encontrado em composições superiores a 5,0%. A goethita que ocorre
nos minérios de ferro apresenta estrutura variável, que vai desde um material maciço até
um material celular de cor amarelo-ocre. A dureza varia de 5,0 a 5,5 e densidade 4,3.
As cavidades dos minérios de ferro são freqüentemente preenchidas com uma fina
camada de goethita, que apresenta bandamento coloforme ou mamilar. Essas camadas
sugerem deposição coloidal e essa estrutura é conhecida como goethita metacoloidal. A
origem coloidal da maior parte da goethita presente nos minérios de ferro é responsável
por importantes relacionamentos geoquímicos.
Magnetita
A magnetita é uma espinela (óxido duplo) e é componente essencial de muitas
formações ferríferas. Em termos químicos, é usualmente considerada como Fe3O4 puro
com 72,4% de ferro e 27,6% de oxigênio. No entanto, as magnetitas naturais, em
virtude da extrema flexibilidade da estrutura atômica da espinela contêm, usualmente,
quantidades menores de elementos como o Mg, Mn, Zn, Al, Ti e outros na sua estrutura.
Quase que universalmente, a magnetita tende a apresentar granulação média,
comumente muito mais grossa que o quartzo, hematita e silicatos de ferro, com os quais
coexiste. A magnetita normalmente ocorre como octaedros, em camadas que se alteram
com camadas silicosas nas formações ferríferas. A oxidação a baixa temperatura,
freqüentemente relacionada à lixiviação ou movimento do lençol d'água, usualmente
converte o cristal de magnetita a grãos de hematita, conservando a morfologia
octaédrica da magnetita. Essa forma de hematita é denominada martita, que é, portanto,
pseudomorfa da magnetita. A martitização é um processo muito comum de formação de
minério e é usualmente associada à disseminação das formações ferríferas bandadas, na
produção dos minérios hematíticos. A magnetita é fortemente magnética e apresenta
dureza 6,0 e densidade de 5,2.
A magnetita é o óxido de ferro que, comparado com a hematita, é mais estável a alta
temperatura e baixa pressão (Klein e Hurlbut, 1985; Ramdhor, 1980; Deer et al., 1981).
7
Limonita
É principalmente usado como termo de campo para se referir a óxidos de ferro
hidratados, de aspecto terroso, pobremente cristalino e de identidade incerta. É definida
como sendo amorfa ou criptocristalina, de cor amarela, castanha, castanha alaranjada a
negra amarronzada. É maciça, terrosa e ocasionalmente tem aspecto vítreo.
Apresenta dureza de 4,0 a 5,5 e densidade de 2,7 a 4,3.
Em termos químicos, após uma redefinição do termo e mudança na fórmula clássica,
passou de FeOOH.nH2O para FeOOH.
De acordo com WALDE (1986), a maioria dos minérios de ferro brasileiros são
formados predominantemente por óxidos e hidróxidos de ferro, principalmente
hematita, e quartzo.
JAMES (1966) sugeriu uma classificação das jazidas de minérios de ferro em depósitos
sedimentares acamadados, relacionados a atividades ígneas, formados por soluções
hidrotermais e resultantes de alterações e acúmulo na superfície. O fato de elemento
ferro ser encontrado sob diversas formas na natureza faz com que seja necessária a
adoção de uma forma de classificação para distinguir um minério de outro. Segundo
SANTIAGO et al (1993), estas classificações diferem de acordo com o país e, até
mesmo, com a empresa produtora para um país. Contudo, muitos pesquisadores vêm
procurando uma forma de padronização da classificação de minério de ferro. DORR II
(1969) sugere uma classificação simples e ampla de acordo com sua resistência à
fragmentação e composição química da rocha. Mais recentemente, COELHO et al
(2000) e LIBANEO et al (2001) apontaram a necessidade de classificação do minério de
ferro em função de um maior número de fatores que influenciam diretamente a
eficiência das etapas de concentração e de siderurgia.
4.2.2. Principais minerais de ganga, Dana (1974)
Quartzo
O quartzo é o principal mineral de ganga presente nos minérios ricos, sendo encontrado
em uma grande variedade de ambientes geológicos. Ocorre como um componente
importante nas rochas ígneas e metamórficas, sendo extremamente resistente tanto ao
8
ataque químico como físico. A desintegração das rochas ígneas que o contém, produz
grãos de quartzo que, ao se acumularem, formam a rocha denominada arenito. Em
termos químicos o quartzo é considerado como SiO2 puro com 46,7% de silício e 53,3%
de oxigênio.
Caulinita
A caulinita é um silicato de alumínio hidratado. Ocorre como um produto de
intemperização química dos feldspatos, sendo que, nestes casos, processos sedimentares
transportam, classificam e redepositam a caulinita em leitos de grande extensão. Ocorre,
também, como produto de alteração hidrotermal de silicatos em torno de veios de
sulfetos, fontes quentes e “geysers”. Em termos químicos, a caulinita é considerada
como sendo Al2Si2O5(OH)4 com 39,5% de alumina, 46,5% de sílica e 14,0% de água.
Gibbisita
A gibbisita é considerada como sendo Al(OH)3, com 62,8 a 65,3% de Al2O3 e 31,8 a
34,12% de perda ao fogo. Insolúvel. Assume a cor azul quando é umedecida com nitrato
de cobalto e posteriormente aquecida (alumínio).
4.3. Beneficiamento do Minério de Ferro
Em função do valor unitário da tonelada de minério de ferro, as operações de
beneficiamento do produto somente tornam-se economicamente viáveis quando
realizadas em grande escala (ordem de milhões de toneladas/ano), o que requer
equipamentos de grande porte e elevada capacidade unitária.
Apesar de usualmente esses processos de beneficiamento serem relativamente simples
se comparados com os utilizados para outros minérios mais complexos, como no caso
de alguns fosfatos, minérios de cobre e sulfetos poli-metálicos (cobre, zinco, ouro,
chumbo), é fundamental que todas as etapas do processamento sejam devidamente
dimensionadas e controladas em função dos volumes processados, de modo a minimizar
os custos e assegurar a qualidade dos produtos (referencia bibliográfica).
9
Os produtos de minério de ferro não são definidos apenas pelos teores mínimos de ferro
(Fe) e máximos das impurezas (SiO2, Al2O3, P, PPC, etc.), mas também por classes de
frações granulométricas rigidamente controladas. Isso requer que, mesmo para minérios
de alto teor e baixo nível de impurezas, o processo seja controlado de tal forma que os
produtos gerados atendam às especificações granulométricas. Para tanto, é necessário
um rígido controle nas etapas de peneiramento e classificação.
O beneficiamento de minério de ferro, especialmente no Brasil e na Austrália, onde
os depósitos de grandes dimensões e altos teores são predominantes, permite que uma
parcela expressiva dos produtos seja gerada apenas por etapas de britagem e
classificação. Esse é o caso de Carajás (PA), por exemplo.
A necessidade da utilização de etapas de concentração deve-se ao fato de que por
processos simples de separação por tamanho não se consegue obter produtos com
elevados teores de ferro. De uma forma geral, sílica, alumina e demais contaminantes
aumentam de teor na direção das frações mais finas. Esta característica permite que a
fração grosseira gere um produto final, no caso um natural pellet.
As reservas de minério de ferro dos Estados Unidos, por exemplo, compostas em sua
maioria por taconitos de baixo teor (25 a 35 % de Fe) e com uma liberação muito fina
inviabilizam a geração de produtos finais apenas por britagem e classificação. Portanto
o minério deve ser totalmente moído e concentrado, seja por flotação, seja
por separação magnética de alta intensidade, ou a combinação desses processos.
4.3.1. Métodos de concentração atualmente usados no Brasil, Araújo et al.
(2003) e Souza (2005)
A produção de minério de ferro no Brasil restringiu-se a hematitas de altos teores até os
anos setenta, quando o primeiro grande projeto baseado exclusivamente na
concentração de minérios itabiríticos de baixo teor foi colocado em operação pela
Samarco na Mina de Germano em Mariana, Minas Gerais (começou em 1977).
Antes disso, a Companhia Vale do Rio Doce (atual Vale) com operações em Itabira
(Cauê e Conceição) já vinha utilizando, de modo pioneiro, separadores magnéticos de
alta intensidade/gradiente (separação magnética de alta intensidade a úmido – WHIMS)
10
para o beneficiamento de itabiritos junto com hematitas de alto teor ainda disponível
àquele complexo de mineração.
As demais operações que utilizavam concentração de minério de ferro naquele
momento eram a mina da Fábrica (antiga Ferteco, atualmente unidade da Vale) em
Congonhas no estado de Minas Gerais, e a mina de Piçarrão, já exaurida, da Vale em
Nova Era, também em Minas Gerais onde jigagem e espirais de Humphreys foram
utilizados no beneficiamento de itabiritos.
Todas as operações realizadas em minério de ferro neste momento beneficiavam
hematitas de altos teores que era lavado, classificado granulometricamente, mantendo-
se elevados rendimentos mássicos nas usinas. Um excelente exemplo destas usinas é
Águas Claras (MBR, atualmente Vale), com início de operação em 1973 e exaustão em
julho de 2001. Esta usina que alcançou cume de produção em 1993, com produção total
de 13 milhões de toneladas por ano, entre granulados, sinter feed e pellet feed, era uma
das maiores instalações de beneficiamento operando no Quadrilátero Ferrífero.
A concentração gravítica, magnética e flotação são métodos empregados em separado,
ou, mais comumente, combinados, para a concentração de minérios de ferro no Brasil.
Na região do Quadrilátero Ferrífero, as frações de sinter feed e pellet feed são
submetidas à concentração. Em algumas usinas, as de menor porte, a escrubagem
também é utilizada para melhorar os teores dos granulados removendo partículas de
ganga porosa.
Entre os maiores produtores de minério de ferro, apenas em Carajás (Vale, estado do
Pará) uma usina de beneficiamento baseada exclusivamente em um circuito de
cominuição, lavagem e classificação granulométrica permanece em operação. Esta usina
trata mais de 45Mt por ano de hematita de alto teor produzindo granulado, sinter feed e
pellet feed.
As mais recentes inovações em beneficiamento para produção de pellet feed incluem a
utilização do Ferrous Wheel (concentrador magnético de alto gradiente de imã
permanente – FWMS), implementado em 2000 na Vale – mina da Mutuca, e um
separador magnético de terras raras – WDRE, nas minas de Córrego do Feijão e
Jangada pertencentes à Vale.
11
Minério de ferro silicoso é o mais simples para concentrar e pode geralmente ser
beneficiado por uma combinação de métodos gravimétricos para a fração
granulométrica mais grosseira e flotação reversa para a flotação de pellet feed.
Remoção parcial de um pouco de fósforo pode ser alcançada, em certos casos, através
do emprego de métodos convencionais de concentração como separação magnética.
O sucesso da aplicação de qualquer método de concentração é, com certeza, medido
pelo grau de liberação das fases minerais presentes, mas também é afetado por uma
série de aspectos sobrepostos percorrendo desde a distribuição granulométrica à
presença de relictos de magnetita em partículas de martita.
Cada vez mais, em um futuro próximo, as usinas estarão aplicando uma combinação
apropriada de métodos de concentração para cada minério, apontado para a
maximização da recuperação e redução de custos operacionais.
Há uma tendência de aumento da participação de itabirito na alimentação das usinas,
especialmente no Quadrilátero Ferrífero, desta forma as usinas de beneficiamento serão
cada vez mais complexas.
A seleção de um determinado método de concentração também depende da qualidade
esperada do produto final, por exemplo, a flotação é o método de concentração
usualmente selecionado (só ou em combinação) sempre que se requer um nível muito
baixo de sílica no pellet feed.
4.3.2. Deslamagem
Como definição do tamanho de partículas, SOMASUNDARAN (1980) classificou as
partículas, com base em seu tamanho e comportamento em meio aquoso, da seguinte
forma:
a) Finos - partículas que não são facilmente separáveis por processos gravitacionais
e cujo tamanho médio está compreendido entre 10µm e 100µm;
12
b) ultrafinos - partículas que não são facilmente separadas por processos não
gravitacionais convencionais, inclusive a flotação, e cujo tamanho médio está
compreendido entre 1µm e 10µm;
c) colóides - partículas cujo tamanho médio é inferior 1µm;
d) lamas – mistura de colóides e ultrafinos naturais e aqueles gerados em processos
de cominuição. Uma característica das lamas é ter uma sedimentação bastante
lenta.
Segundo CHAVES (2002) o termo deslamagem se refere à eliminação de lamas,
indesejáveis para a operação unitária subseqüente (por exemplo, flotação ou separação
em meio denso) é um tanto vago em termos granulométricos. Geralmente significa a
eliminação de uma grande quantidade de material fino, sem uma conotação de
separação granulométrica precisa ou eficiente. Um adequado grau de dispersão das
partículas na polpa é requisito essencial para uma deslamagem eficiente. Uma maneira
simples e onerosa para se conseguir um alto grau de dispersão é elevar o pH mediante
altas dosagens de NaOH, aumentado a repulsão eletrostática entre as partículas.
Experimentos de laboratório simples e confiáveis fornecem uma correlação entre grau
de dispersão e eficiência de deslamagem, constituindo-se em ferramenta útil para
predição do desempenho na flotação.
QUEIROZ (2003) verificou que, para certos tipos de minérios itabiríticos, o uso da
atrição acarreta aumento na recuperação mássica das frações lamas e concentrado da
flotação e decréscimo dos teores de Fe, SiO2, Al2O3 e de P no concentrado,
aumentando o índice de seletividade de Gaudin. Além de melhorar o desempenho do
processo de flotação, a atrição reduz o consumo de coletor.
Grande parte dos depósitos brasileiros de minérios de ferro contém porções altamente
decompostas por ação do intemperismo, o que conduz a participações significativas de
partículas minerais finas. Além dos finos naturais, presentes em grandes quantidades
nos itabiritos friáveis, ocorrem a geração de partículas finas durante as operações de
lavra e processos de cominuição (FERREIRA, 2002).
13
4.3.3. Flotação, Peres (2003), Iwasaki (1983), Houot (1983)
Flotação em espuma, ou simplesmente flotação, é um processo de separação de
partículas sólidas que explora diferenças nas características de superfície entre as várias
espécies presentes. O método trata misturas heterogêneas de partículas suspensas em
fase aquosa (polpa).
Os fundamentos das técnicas que exploram características de superfície estão em um
campo da ciência conhecido como “Físico-química das Interfaces”, “Química de
Superfície”, “Química das Interfaces” ou “ Propriedades das Interfaces”, PERES
(1999).
A concentração de minerais requer três condições básicas: liberabilidade,
diferenciabilidade e separabilidade dinâmica. A liberação dos grãos dos diferentes
minerais é obtida através de operações de cominuição (britagem e moagem) intercaladas
com etapas de classificação por tamanho. A separabilidade dinâmica está diretamente
ligada aos equipamentos empregados. As máquinas de flotação se caracterizam por
possuírem mecanismos capazes de manter as partículas em suspensão e de possibilitar o
contato ar com a polpa através de sistema de aeração. A diferenciabilidade é a base da
seletividade do método.
Nos sistemas de flotação a fase líquida é quase sempre a água, uma espécie polar, e a
fase gasosa é quase sempre o ar, constituído basicamente por moléculas apolares. Uma
substância hidrofóbica pode agora ser melhor caracterizada como aquela cuja superfície
é essencialmente polar, tendo maior afinidade com o ar que com a água. Por outro lado,
substância hidrofílica é aquela cuja superfície é polar, indicando maior afinidade com a
água que com o ar.
A seletividade do processo de flotação se baseia no fato de que a superfície de
diferentes espécies minerais pode apresentar diferentes graus de hidrofobicidade. O
conceito de hidrofobicidade de uma partícula está associado à “molhabilidade” da
partícula pela água. O conceito oposto a hidrofobicidade é designado como
hidrofilicidade.
14
Analisando o papel estratégico ocupado pela flotação na concentração de minérios de
ferro, destaca três fatores:
A flotação é o principal processo a ser utilizado para a concentração de minérios
oxidados de baixos teores; o processo possibilita a redução dos teores em sílica de
concentrados magnéticos obtidos por separação magnética, principalmente quando a
liberação de quartzo fino impede o bom desempenho da separação magnética; a flotação
é o processo mais indicado para a produção de superconcentrados, utilizados em
processos metalúrgicos de redução direta.
A flotação de minério de ferro pode ser realizada basicamente de quatro formas
distintas:
· Flotação de minerais oxidados de ferro, utilizando coletores aniônicos (ácidos
carboxílicos e sulfatos), em pH na faixa neutra a ácida;
· flotação de sílica, utilizando coletores aniônicos (ácidos carboxílicos) em pH
alcalino, ativado por cálcio;
· flotação catiônica de minerais oxidados de ferro, utilizando aminas como
coletores e ativação por flúor, em pH ácido;
· flotação catiônica de quartzo, utilizando aminas, em pH na faixa neutra e
alcalina.
A flotação catiônica de quartzo com a utilização de aminas é realizada na faixa de pH
alcalino, onde as propriedades de dissociação e hidrólise deste grupo de reagentes lhe
conferem características de coletor e espumante.
A flotação catiônica reversa de minérios de ferro é utilizada tanto no Brasil (Samarco,
Vale, etc.) como no exterior (EUA, Canadá). Os reagentes empregados raramente
variam muito, sendo a combinação amido/amina a mais comum, desempenhando
respectivamente os papéis de depressor dos óxidos de ferro e coletor de quartzo.
Espumantes não são geralmente necessários, visto que o pH de flotação, entre 10 e 10,6,
é suficientemente elevado para que as aminas desempenhem também o papel de
15
espumante. Os maiores problemas encontrados estão geralmente associados à não
flotação do quartzo grosso, a flotação inadvertida de finos de minério de ferro (por
arraste), à presença de argilo-minerais, hidróxido de ferro e alumínio na alimentação
causando perdas na seletividade do processo.
AMINAS
As aminas são substâncias químicas derivadas da amônia (NH3) por substituição de 1, 2
ou 3 dos seus hidrogênios por cadeias hidrocarbônicas (R), sendo representadas pelas
seguintes fórmulas:
· aminas primárias: R-NH2
· aminas secundárias: R2-NH
· aminas terciárias: R3-N
Os coletores de quartzo usados pela indústria mineral são éter aminas, parcialmente
neutralizadas com acetato.
AMIDO
O amido de milho é um polissacarídeo de cadeia macromolecular, constituído por
unidades estruturais repetidas, com a fórmula básica (C6H10O5)n, de caráter polar. No
processo de flotação do quartzo de minério de ferro, o amido de milho gelatinizado com
soda cáustica é adicionado à polpa com a função de inibir a flotação da hematita, que no
pH usual da flotação do quartzo também tem superfície carregada negativamente e,
portanto, sujeita à ação coletora da amina. As moléculas do amido envolvem
preferencialmente as partículas de hematita, mantendo-as hidrofílicas.
As Figuras 4.1 e 4.2 mostram equipamentos de flotação.
16
Figura 4.1 – Célula mecânica de flotação.
Figura 4.2 – Coluna de flotação.
4.3.4. Separação magnética, Underlbach (1990)
A propriedade de um material que determina sua resposta a uma campo magnético é
chamada de susceptibilidade magnética. Com base nessa propriedade os materiais ou
minerais são classificados em duas categorias: aqueles que são atraídos pelo campo
17
magnético e os que são repelidos por ele. No primeiro caso tem-se os minerais
ferromagnéticos, os quais são atraídos fortemente pelo campo, e os paramagnéticos, que
são atraídos fracamente. Aqueles que são repelidos pelo campo denominam-se de
diamagnéticos, LUZ (2004).
Minerais ferromagnéticos compreendem aqueles que são fortemente atraídos pelo imã
comum. O exemplo mais conhecido é a magnetita. Os paramagnéticos são fortemente
atraídos e o exemplo clássico é a hematita. Os minerais diamagnéticos possuem
susceptibilidade magnética negativa e, portanto, são repelidos quando submetidos a um
campo magnético, entre outros se destacam; quartzo, cerussita, Magnesita, calcita,
barita, fluorita, esfalerita, etc, LUZ (2004).
O fenômeno que governa a separação magnética está relacionado à duas questões
básicas; o comportamento das partículas de minerais diferentes quando expostas a um
mesmo campo magnético e ás forças magnéticas que atuam sobre elas, MIHALK
(1979).
Os processos de separação magnética se baseiam fundamente numa força de interação
entre o campo magnético e um dipolo magnético.
A partícula, quando submetida a um campo magnético, se torna magnetizada. Essa
magnetização induzirá à formação dos dipolos magnéticos nos terminais da partícula
que ficará orientada ao longo das linhas do campo de magnetização. A partícula se
tornará assim um dipolo magnético e a intensidade desse dipolo (momento de dipolo)
irá variar dependo das características de cada partícula.
As forças que atuam em uma determinada partícula, colocada em um campo magnético,
numa separação a úmido são:
· Força magnética;
· Força de gravidade;
· Força de arraste hidrodinâmico;
· Força interpartículas.
18
Da composição destas forças, e da ação de cada uma delas sobre as partículas de
características diferentes, resultarão trajetórias distintas.
A resultante entre a força magnética e as forças competitivas é que irá determinar a
viabilidade de uma partícula magnética ser recuperada em um separador magnético. As
forças existentes entre as partículas magnéticas e não-magnéticas são determinantes da
qualidade da separação.
Dentre as forças interparticulares, destacam-se as forças de fricção, de atração
magnética e de atração eletrostática.
As características de uma separação podem ser determinadas qualitativamente, em
termos de teor e de recuperação, através de uma análise de efeitos de interação das
forças magnéticas interparticulares e de outras forças competitivas atuantes no processo.
As partículas dentro de um campo magnético, inicialmente adquirem o campo
magnético induzido. O fluxo magnético que atravessa a partícula é a soma dos fluxos
devido ao campo induzido e indutor. Como as substâncias diamagnéticas o campo
induzido é oposto a campo indutor, a densidade de fluxo diminui, assim as linhas de
força são dispersadas. Nas substâncias paramagnéticas ocorre o contrário, pois os dois
campos se somam e as linhas de força se concentram. O ferromagnetismo consiste numa
concentração intensa das linhas de força.
Se o campo é uniforme a partícula não se moverá na direção de um dos pólos, qualquer
que seja a sua posição. Ela apenas sofrerá rotação até alinhas seu eixo magnético com a
direção do campo se a partícula for paramagnética.
Se o campo é convergente, se há um gradiente de campo, as linhas de força são mais
densas junto ao pólo pontiaguda ou desuniforme. Uma o partícula paramagnética tende
a concentrar as linhas de força e, portanto mover-se-á na direção da ponta. Uma
partícula diamagnética terá o comportamento nulo.
Portanto para haver movimento das partículas, o equipamento de separação magnética
deve prover um campo convergente, ou seja, deve criar um gradiente de intensidade de
campo.
19
Hoje, existem vários equipamentos de separação ou concentração magnética,
dependendo da aplicabilidade do mesmo, que varia com as características de
susceptibilidade magnética, tamanho da partícula, concentração do mineral
paramagnético na alimentação, etc.
Os principais equipamentos de concentração magnética utilizados hoje na concentração
de minério de ferro são: o concentrador magnético de tambor, o concentrador magnético
de ata intensidade tipo Jones e o concentrador magnético de alto gradiente.
O concentrador magnético de tambor é utilizado para concentrar/separar materiais de
alta susceptibilidade magnética, trabalha com campo magnético variando de 4000 a
7500Gauss, é utilizado para recuperar magnetita, hematita martítica e agregados de
hematita com magnetita ou hematita martítica. As partículas devem estar entre uma
faixa de granulometria de 3,0 a 0,15mm.
As Figuras 4.3 e 4.4 mostram o concentrador magnético de tambor.
Figura 4.3 – Concentrador magnético de tambor.
20
Figura 4.4 – Desenho esquemático do concentrador magnético de tambor.
O separador magnético Ferrous Wheel é utilizado apara concentrar/separar materiais de
baixa e média susceptibilidade magnética, trabalha com um campo magnético variando
entre 9000 a 12000Gauss, sendo que sua tecnologia trabalha com alto gradiente, por
possuir uma malha como matriz concentradora, é utilizado para recuperar hematitas,
ghoetitas com granulometria inferior a 0,040mm, podendo ser utilizado para
granulometria entre 0,15 a 0,040mm.
A Figura 4.5, mostra o separador Ferrous Wheel.
21
Foto 4.5 – Separador magnético Ferrous Wheel.
O separador magnético tipo Jones de alta intensidade é utilizado para concentrar/separar
materiais de baixa e média susceptibilidade magnética, trabalha com um campo
magnético variando entre 9000 a 12000Gauss, sendo que sua tecnologia trabalha com
alta intensidade de campo sendo gerado por matrizes de placas paralelas e com
ranhuras, também é utilizado para concentrar minerais de ferro com granulometria
variando de 1,0 a 0,040mm.
As Figuras 4.6 e 4.7, mostram o concentrador magnético tipo Jones.
Foto 4.6 – Concentrador magnético tipo Jones.
22
Figura 4.7 – Desenho esquemático do concentrador magnético tipo Jones (GAUSTEC, 2008).
Separador magnético SLon
O separador magnético SLon foi projetado especialmente para suprir algumas falhas dos
concentradores eletromagnéticos de alta intensidade (WHIMS), como capacidade
reduzida para finos, entupimento das matrizes e aprisionamento de partículas não
magnéticas. Foi desenvolvido na China e teve a primeira aplicação industrial em 1998.
A aplicação industrial destes equipamentos mostrou que é possível produzir
concentrados mais limpos e com alimentação composta de partículas menores que 100
µm. O desenvolvimento desta tecnologia foi conduzido em grande parte pela
necessidade de concentrar minérios com teores abaixo de 30% de ferro na China
(HEARN e DOBBINS, 2007).
Um campo magnético é gerado dentro da zona de separação. Um carrossel, que gira
sobre o seu eixo horizontal, possui matrizes de barras paralelas. A polpa é introduzida
na caixa de alimentação e as partículas magnéticas são atraídas para a superfície das
barras das matrizes. As partículas não magnéticas são descarregadas na caixa de rejeito,
auxiliadas pela gravidade e por uma força de pulsação hidrodinâmica. Após sair da zona
de separação, onde o campo magnético é desprezível, as partículas magnéticas são
23
descarregadas na caixa de concentrado (HEARN e DOBBINS, 2007; ZENG e DAHE,
2003). Um desenho esquemático do SLon é mostrado na Figura 4.8.
Um diafragma atuado por um eixo de manivela é responsável pelo mecanismo de
pulsação. Esta pulsação conduz a polpa para cima e para baixo enquanto está sob a ação
da zona de separação, deixando as partículas “mais finas”. Assim menos partículas não
magnéticas ficarão aprisionadas na matriz (DAHE, 1998).
Figura 4.8 - Desenho esquemático do separador magnético SLon (ZENGH e DHE, 2003).
ZENG E DAHE (2003) comparam o desempenho de um WHIMS-2000 e um SLon-
1500, ambos instalados em paralelo na usina de concentração da Qidashin Mineral. O
minério que era alimentado nos dois equipamentos possuía 15,78% de ferro. O SLon-
1500 apresentou um concentrado mais rico, com maior recuperação de ferro que o
WHIMS-2000. As diferenças percentuais para teor de ferro no concentrado, recuperação
mássica e recuperação de ferro foram, respectivamente, 3,79%, 3,57% e 13,60%. Além
disso, WHIMS tinha como maior problema o entupimento das matrizes. Os autores
atribuem o maior teor de ferro no concentrado ao mecanismo de pulsação do SLon e
atribuem a maior recuperação de ferro ao fato da matriz magnética do SLon estar limpa.
24
4.4. Estudos de Concentração de Rejeitos
SANTOS (2003) estudou cinco rotas de concentração em laboratório a partir de uma
amostra representativa da barragem de Germano. Essa amostra possuía a seguinte
composição química: Fe (24,97%) SiO2 (62,70%), Al2O3 (0,61%), P (0,016%), PPC
(0,94%). Os valores de d50, F80 e a quantidade de lama presente na amostra (-10µm)
eram respectivamente: 50µm, 100µm e 10%. A fração acima de 44µm continha 5,3% de
ferro. O quartzo era o mineral predominante da amostra. Com relação aos minerais de
ferro presentes, a hematita especular mostrou elevada participação (85% do total).
As cinco rotas estudadas por SANTOS (2003) foram:
1. classificação em 37µm (peneira) e concentração magnética em um estágio
(Ferrous Wheel com matriz TQ8);
2. classificação em 37µm (peneira) e concentração magnética em dois estágios,
rougher e cleaner (Ferrous Wheel com matriz TQ14);
3. classificação em 74µm (peneira), deslamagem e flotação;
4. classificação em 74µm (peneira) e concentração magnética (Ferrous Wheel com
matriz TQ8) e flotação;
5. concentração magnética em dois estágios, rougher e cleaner (Ferrous Wheel
com matriz TQ14) e flotação.
A Tabela 4.1 apresenta o resumo dos resultados obtidos nos ensaios de
concentração.
Tabela 4.1 – Resumo dos resultados dos ensaios de concentração.
25
Fe SiO2 Al2O3 P PPC -44µm Mássica Fe
1 66,49 3,68 0,38 0,023 0,79 99,01 19,89 52,95
2 66,54 3,72 0,36 0,023 1,00 99,91 25,43 67,74
3 66,55 2,20 0,22 0,041 2,02 94,92 9,68 25,79
4 68,47 1,14 0,19 0,02 0,84 85,83 13,03 35,70
5 66,28 3,75 0,28 0,033 1,45 73,91 10,22 27,12
Concentrado (%) Recuperação (%)Rota
OLIVEIRA (2006) apresentou como proposta a concentração dos ultrafinos existentes
nas lamas, no fluxo do underflow do espessador, a rota de deslamagem seguida de
concentração magnética (Ferrous Wheel) e a rota de deslamagem seguida de flotação
catiônica reversa. Os ultrafinos possuíam a seguinte composição química: Fe (42,03%)
SiO2 (27,61%), Al2O3 (7,09%), P (0,069%), PPC (3,91%).
OLIVEIRA (2006) concluiu que para a rota de deslamagem seguida de concentração
magnética (Ferrous Wheel) a recuperação em massa global atingida foi de
aproximadamente 15% e o concentrado apresentou SiO2 mínima de 1,75%. Em nenhum
dos testes realizados obteve-se teores de SiO2 dentro das especificações desejadas. O
concentrado obtido apresentou redução significativa nos teores de Al2O3 e P.
OLIVEIRA (2006) concluiu que para a rota de deslamagem seguida de flotação
catiônica reversa é possível obter um concentrado com recuperação em massa média de
30,65%, Fe médio de 68,4% e 0,68% de SiO2.
ROCHA (2008) apresentou como proposta a concentração dos ultrafinos existentes nas
lamas a rota de deslamagem seguida de flotação catiônica reversa. Os ultrafinos
possuíam a seguinte composição química: Fe (38,23%) SiO2 (37,05%), Al2O3 (4,36%),
P (0,071%), PPC (3,46%). Obtendo um concentrado com recuperação em massa global
de 20,0% com teores abaixo de 1% de SiO2 e teores de SiO2 + Al2O3 abaixo de 2%, para
produção de pelotas de redução direta.
CAIXETA e BORGES (2006) apresentaram como proposta a concentração de rejeito
existentes na barragem 5 da Mutuca, a rota de deslamagem seguida de concentração
magnética (Ferrous Wheel). O rejeito possui a seguinte composição química: Fe
(58,2%) SiO2 (6,57%), Al2O3 (4,3%), P (0,118%). Obtendo um concentrado com
26
recuperação em massa 41,0% e com teores de Fe (64,97%) SiO2 (1,54%), Al2O3
(1,09%), P (0,045%).
4.5. Reservas Mundiais, Produção, Exportação e Importação Brasileira de
Minério de Ferro e Produtos Manufaturados
Conforme o Sumário Mineral de 2006, fornecido pelo DNPM, as reservas mundiais de
minério de ferro (medidas mais indicadas), no ano de 2005, são da ordem de 370
bilhões de toneladas, cuja distribuição obedece à proporção apresentada pela Tabela 4.2.
O Brasil possui 281.430 milhões de toneladas (7,2%) das reservas e é o quinto entre os
países detentores das maiores reservas. Em termos de metal contido nas reservas o
Brasil ocupa um lugar de destaque no cenário mundial, devido aos altos teores de ferro
em seus minérios. O Brasil detém, ainda, reservas inferidas de cerca de 41,1 bilhões de
toneladas. As reservas brasileiras estão assim distribuídas: Minas Gerais (63,7%), Pará
(18,4%), Mato Grosso do Sul (16,9%) e outros estados (1,0%).
Segundo o Sumário Mineral de 2006, em 2005, a produção mundial de minério de ferro
foi de cerca de 1,5 bilhões de toneladas. A produção brasileira representou 18,5% da
produção mundial. Em termos mundiais ocupa a segunda colocação no quadro da
produção mundial.
Tabela 4.2 - Reserva e produção mundial de minério de ferro em milhões de toneladas.
27
(1) Reservas medidas e indicadas; (e) Dados estimados, exceto Brasil. Fonte: DNPM/DIDEM; USGS - United States Geological Survey (Mineral Commodity
Summaries - 2006).
A produção brasileira de minério de ferro em 2005 atingiu 281,4 milhões de toneladas,
aumentando 7,5% em relação ao ano anterior, com um valor de R$ 15,5 bilhões. Quanto
ao tipo de produto a produção Brasileira se dividiu em: granulados - 18,5% e finos –
81,5% (sinterfeed – 52,6% e pelletfeed – 28,9%). A produção brasileira de pelotas em
2005 totalizou 53,0 milhões de toneladas (+3,5% em relação a 2004). O valor da
produção de minério de ferro em 2005 representou 58,2% do valor da produção mineral
brasileira. A indústria extrativa de minério de ferro empregou, em 2005, 31,4 mil
pessoas (13,8 mil com vínculo empregatício e 17,6 mil terceirizados).
Em 2005, de acordo com os dados da Secretaria de Comércio Exterior do Ministério do
Desenvolvimento, Indústria e Comércio Exterior (SECEX/MDIC) apresentado na
Tabela 4.3, o Brasil importou, da Venezuela, 77 toneladas de minério de ferro. As
importações de semimanufaturados totalizaram 216,5 mil toneladas e os principais
países de origem foram: Paraguai (33,0%), Japão (18,0%), Trinidad e Tobago (12,0%),
Argentina (11,0%) e Estados Unidos (5,0%). Quanto aos produtos manufaturados as
importações atingiram 744,5 mil toneladas e os principais fornecedores foram:
Argentina (18,0%), Áustria (14,0%), Alemanha (11,0%), França (7,0%) e Ucrânia
(5,0%). As importações de compostos químicos de ferro atingiram 13.800 toneladas e
2005 e % 2004 e 2005 e %
Brasil 26.474 7,2 261.674 281.430 18,5
África do Sul 2.300 0,6 39.000 40.000 2,6
Austrália 40.000 10,8 231.000 280.000 18,4
Canadá 3.900 1,1 28.000 30.000 2,0
Cazaquistão 19.000 5,1 20.000 19.000 1,3
China 46.000 12,4 310.000 310.000 20,4
Estados Unidos 15.000 4,1 55.000 55.000 3,6
Índia 9.800 2,6 121.000 140.000 9,2
Irã 2.500 0,7 17.000 17.000 1,1
Mauritânia 1.500 0,4 11.000 11.000 0,7
México 1.500 0,4 12.000 12.000 0,8
Rússia 56.000 15,1 97.000 95.000 6,3
Suécia 7.800 2,1 22.000 23.000 1,5
Ucrânia 68.000 18,4 66.000 69.000 4,5
Venezuela 6.000 1,6 22.000 22.000 1,4
Outros Países 64.226 17,4 27.326 115.570 7,6
TOTAL 370.000 100,0 1.340.000 1.520.000 100,0
Reservas (1) (106 t) Produção (103 t)Países
28
os principais países de origem foram: Alemanha (20,0%), Argentina (20,0%), China
(16,0%), Estados Unidos (12,0%) e Itália (8,0%).
As exportações brasileiras de bens primários de ferro (minério e pelotas) em 2005
atingiram 224,1 milhões toneladas, mostrando um aumento de 9,5% na quantidade das
exportações em comparação com o ano anterior. Os principais países de destino foram:
China (24,0%), Japão (13,0%), Alemanha (12,0%), França (6,0%), Coréia do Sul
(6,0%). Os principais blocos econômicos de destino foram: Ásia – exclusive Oriente
Médio (41,0%), União Européia (36,0%) e Oriente Médio (4,0%). As exportações de
produtos semimanufaturados de ferro totalizaram, em 2005, 13,1 milhões toneladas e os
principais importadores foram Estados Unidos (48,0%), Taiwan (10,0%), Coréia do Sul
(8,0%), Tailândia (6,0%), e China (6,0%). Foram exportados 6,6mil toneladas de
produtos manufaturados e os principais países de destino foram: Estados Unidos
(14,0%), China (13,0%), México, Chile (5,0%) e Argentina (5,0%). O Brasil exportou,
ainda, em 2005, 19.500 toneladas de compostos químicos de ferro. Os principais
compradores foram: Estados Unidos (27,0%), Argentina (13,0%), Espanha (11,0%),
Reino Unido (9,0%) e Alemanha (9,0%). Quanto aos estados de origem as quantidades
exportadas de minério de ferro se dividiram em: Minas Gerais (69,5%), Pará (30,0%) e
Mato Grosso do Sul (0,5%) e, quanto ao tipo de produto, em: granulados (9,2%) e finos
(90,8%).
O consumo interno de minério de ferro está concentrado na indústria siderúrgica (usinas
integradas e produtores independentes de ferro-gusa) e nas usinas de pelotização. Em
2005 esse consumo atingiu 132,7 milhões de toneladas, 17,0% maior que o registrado
em 2004. A indústria siderúrgica consumiu 57,1 milhões de toneladas de minério para
produzir 34,0 milhões de toneladas de gusa, enquanto as usinas de pelotização, para
produzir 53,0 milhões de toneladas de pelotas, consumiram 57,2 milhões de toneladas
de minério. A produção brasileira de aço bruto em 2004 totalizou 31,6 milhões de
toneladas.
29
Tabela 4.3 – Produção, exportação, importação e consumo de minério no Brasil.
(1) Produção + Importação - Exportação; (2) Consumo na indústria siderúrgica mais usinas de pelotização; (p) preliminar; (r) revisado.
Fontes: DNPM-DIDEM, SECEX-MDIC, SINFERBASE;
4.5. Caracterização Tecnológica de Minérios, (Henley, 1983), (Gomes, 1984),
(Reis, 2005)
A caracterização tecnológica de minérios é uma etapa fundamental para o máximo
aproveitamento de um recurso mineral. É um ramo especializado aplicado ao
beneficiamento de minérios que estuda aspectos específicos da mineralogia dos
minérios e as informações obtidas são utilizadas para o desenvolvimento e otimização
de processos.
A avaliação inicial da explotabilidade comercial de um minério, o planejamento da
planta de processamento, a montagem da planta piloto e a primeira operação eficiente
em escala industrial de beneficiamento são atribuições vitais desempenhadas pela
caracterização tecnológica de minérios.
Embora a natureza do minério e o tipo particular de produto gerado variem, os
principais dados exigidos para uma boa caracterização de minérios são geralmente os
mesmos. Estes são mostrados a seguir (HENLEY, 1983):
Un. 2003(r) 2004(r) 2005(p)
Beneficiada t 230.707.428 261.674.548 281.430.158
Produção/MG t 169.452.824 190.181.271 204.870.315
Pelotas 103 t 45.273 51.222 53.064
Bens Primários: - - - -
Minério t 136.927.081 157.520.672 176.956.944
Pelotas t 37.918.963 47.246.875 47.205.195
Semi e Manufaturados 103 t 17.552 18.292 19.718
Compostos químicos t 16.807 21.011 19.472
Bens Primários: - - - -
Minério t 18 36 77
Pelotas t 77.260 59.838 -
Semi e Manufaturados t 884.666 724.661 961.026
Compostos químicos t 9.351 12.014 13.833
Consumo
Aparente (1) Beneficiado t 93.780.365 104.153.912 104.473.291
Consumo
Efetivo (2) Beneficiado 103 t 103.494 113.429 114.340
Produção
Exportação
Importação
Discriminação
30
• identificação mineral;
• proporção mineral;
• composição mineral;
• liberação de minerais valiosos e de ganga;
• distribuição de elementos entre vários sítios mineralógicos ao longo de toda a partícula
considerada.
Além dos itens citados anteriormente é de fundamental importância a determinação dos
constituintes químicos do minério (elementos químicos de interesse e deletérios) e a
distribuição granulométrica.
Geralmente a identificação dos minerais valiosos e de ganga é o primeiro passo dado em
uma investigação mineralógica. Os métodos de identificação mineral são muitos e
variados e não é propósito discutí-los em detalhes. Uma das técnicas mais comumente
utilizadas é a difratometria de raios X.
Segundo GOMES (1984) a difração de raios X é um fenômeno alcançado através de um
processo no qual os raios, que incidem sobre a amostra, são dispersos pelos elétrons dos
átomos, sem mudança do comprimento de onda (dispersão de Bragg). A difração
resultante de um cristal, compreendendo posições e intensidades das linhas de difração,
é uma propriedade física fundamental que serve para sua identificação,
semiquantificação e estudos de sua estrutura. Entretanto, devem ser considerados os
fatores complicadores, inerentes à composição mineralógica das amostras em estudo. A
superposição de raias e a pequena distinção entre raias características dos minerais
presentes em baixos teores do “background” do espectro são exemplos dessas
dificuldades.
Conhecer a composição química de um minério é indispensável, saber, então, quais os
elementos a serem analisados em uma caracterização mineralógica, depende da
complexidade mineral e química do minério analisado e dos propósitos de sua
utilização. Além das técnicas clássicas de análise química como gravimetria, volumetria
31
e colorimetria, as técnicas instrumentais mais difundidas são a fluorescência de raios X,
espectrometria de absorção atômica, espectrografia óptica de emissão e espectrometria
de plasma.
A espectrometria de absorção atômica é baseada na absorção, por átomos, da energia de
uma radiação do característico, cujo princípio pode ser resumido assim: um elemento
pode absorver radiação emitida por ele próprio, no caso do equipamento de absorção
atômica, a fonte de radiação é uma lâmpada de cátodo oco, feito do mesmo elemento a
ser dosado, esta fonte irradia os átomos no estado fundamental, dispersos em uma
chama. Os átomos no estado fundamental quando irradiados passam ao primeiro estado
excitado, de dado comprimento de onda característico (radiação de ressonância) que
identifica um determinado elemento (GOMES, 1984).
Já o princípio da técnica de fluorescência de raios X consiste da irradiação da amostra
por um feixe primário emanado de um tubo de raios X, vindo então a produzir a
radiação secundária. Ou seja, a excitação do átomo resulta da absorção de um fóton de
raios X responsável pela ejeção de um elétron da camada K, L, e outras, dependendo do
número atômico do elemento, levando à emissão do característico (radiação
fluorescente), que é equivalente aos elementos presentes na amostra (GOMES, 1984).
Uma preocupação que se deve ter para uma eficiente determinação da composição
química de um minério é quanto a correta escolha dos métodos para análise química dos
elementos constituintes da amostra. Segundo GOMES (1984) a absorção atômica é
melhor aplicada no estudo dos elementos traços (elementos em menor proporção, na
ordem de ppm e ppb) e a fluorescência de raios X é de maior utilidade na análise dos
constituintes maiores.
Geralmente antes da obtenção das informações de caracterização citadas logo acima, a
amostra é fracionada para facilitar a identificação dos minerais, melhorar a
quantificação e identificar certas propriedades físicas do minério. Estas informações
valiosas, geralmente são obtidas por análise granulométrica, separação em meio denso e
separação magnética.
Um dos últimos estágios da execução de uma caracterização tecnológica é a verificação
do grau de liberação dos minerais de interesse em relação aos de ganga. Esta verificação
32
é importante, principalmente, porque para que os minerais de interesse respondam com
eficiência aos processos de beneficiamento, seus grãos devem estar inteiramente
liberados. A porcentagem de liberação de um mineral pode ser determinada utilizando-
se ensaios físicos com líquidos densos, dosagens químicas do elemento principal, ou
estudos em lupa binocular e/ou microscopia óptica.
A liberação das espécies mineralógicas através de observação visual é facilmente
detectada um mineral quando efetivamente liberado na coluna do líquido denso utiliza o
lugar correspondente a sua densidade. A porcentagem de liberação do mineral valioso
pode desta forma ser determinada pela dosagem do teor do principal elemento químico
do mineral, através dos produtos, obtidos numa separação em líquido denso. Uma das
limitações deste método é a impossibilidade de preparar gradientes com densidade
superiores a 4,3, densidade da solução de Clerici (LUZ e et. al., 1995).
33
5. MINA DE CÓRREGO DO FEIJÃO
A Mina de Córrego do Feijão está localizada próxima à cidade de Brumadinho - MG, a
50 km de Belo Horizonte (Figura 5.1).
A atividade de mineração em Córrego do Feijão começou em 10/08/23 com a
implantação da Companhia Brasileira de Mineração e Metalurgia e em 10/04/24 houve
a mudança do nome da Empresa para Companhia de Mineração de Ferro e Carvão, e em
08/02/73 houve novamente a mudança do nome da Empresa para Ferteco Mineração
S.A. e em 27/04/01 aquisição do controle acionário da Ferteco pela Vale.
Figura 5.1 - Localização da Mina de Córrego do Feijão.
A jazida de Córrego do Feijão constitui-se por hematitas friáveis e compactas,
correlacionáveis à base da Formação Cauê (Grupo Itabira). Subsidiariamente ocorrem
itabiritos silicosos (Figura 5.2).
A gênese do minério friável está relacionada à alteração (lixiviação) de rochas ricas em
carbonato e ferro. As hematitas compactas foram geradas por processo hidrotermal
durante o final da fase diagenética ou início da fase metamórfica.
34
Os principais controles estruturais são dobras de eixos orientados para leste e caimento
mediano. Essas estruturas aumentam a espessura do minério e orientam os contatos
com as rochas encaixantes. As hematitas caracterizam-se por teores de ferro da ordem
de 67%. Os itabiritos silicosos apresentam com teores em ferro da ordem de 62%.
Ao sul, uma falha normal de alto ângulo (caimento para norte) assume elevada
importância no controle do jazimento.
As encaixantes constituem-se por itabiritos anfibolíticos da própria Formação Cauê ao
topo (norte) e filitos da Formação Batatal na base (sul). Lateralmente o jazimento é
limitado por diques e falhas (leste) ou associação de dobra e falha (oeste).
Ocorrem na região ainda gnaisses do embasamento (Complexo Bonfim) e rochas da
Formação Gandarela e Grupo Piracicaba.
Há ainda um jazimento secundário (rolados) constituído por conglomerado com blocos
de hematita e itabirito em meio a matriz argilosa. O teor em ferro desse material é da
ordem de 64%. Esse jazimento está orientado na direção N-S e apresenta variações
significativas na proporção de matriz.
Quanto à mineralogia, predominam hematitas martiticas com magnetitas relictuais.
A lavra é a céu aberto em encosta e cava com bancos de dez metros de altura. Utilizam-
se equipamentos de transporte de 38 t e de carga de 20 t.
A Figura 5.3 mostra a visão geral da Mina de Córrego do Feijão.
35
Figura 5.2 - Seção geológica esquemática da jazida de Córrego do Feijão
Figura 5.3 – Vista geral da Mina Córrego do Feijão.
O beneficiamento do minério acontece na Instalação de Britagem (IBR) e na Instalação
de Tratamento de Minério (ITM), onde as plantas operam uma parte do tempo com
hematita e outra com itabirito limonítico.
Cava
IBR
Depósito Rolados
Barragem VI
(água)
Barragem I
(rejeito)
Terminal de
Carregamento
ITM
36
Na IBR consideram-se as etapas de britagem primária, secundária e peneiramento,
enquanto que na ITM consideram-se as etapas de peneiramento e classificação em
classificadores em espiral, a deslamagem durante a campanha de hematita e a
concentração magnética durante a campanha de itabirito limonítico (ITL).
Para as etapas de britagem primária, secundária, terciária, peneiramento e classificação
em classificadores em espiral a rota para o tratamento da hematita e do itabirito
limonítico (ITL) é a mesma.
A ITM recebe o material da IBR abaixo de 75 mm através de transportador de correia
e/ou equipamentos móveis (caminhões e pá carregadeira) e é composta em sua etapa de
classificação por duas linhas que operam de forma independente sendo cada uma
composta de: silo, alimentador de correia, peneira vibratória linear de duplo deck,
peneira vibratória banana de duplo deck, classificadores em espiral, peneira
desaguadora e bombeamento da fração – 0,5 mm.
O material dos silos de alimentação é extraído através de dois alimentadores de correia e
é direcionado através de transportadores de correia para as peneiras, de onde o over size
do primeiro deck (fração +35 mm) é direcionado por transportadores de correias até a
etapa de britagem terciária.
O material retido no segundo deck das peneiras lineares, fração (–35 mm + 6,3 mm) é
direcionado por gravidade para as peneiras banana. Desta peneira o over size do
primeiro deck fração (–35 +10 mm) é direcionado por transportadores de correia para a
pilha de estocagem do produto denominado granulado. O over size do segundo deck
deste peneiramento fração (–10 mm + 6,3 mm) é direcionado por transportadores de
correia para a pilha de estocagem do produto denominado hematitinha.
O under size (-6,3 mm) das peneiras lineares e bananas, é direcionado por gravidade
para os classificadores em espiral de 54” e 78” que tem a função de realizar a
classificação em 1,0 mm. O underflow dos classificadores em espiral é direcionado por
gravidade para as peneiras desaguadoras (0,5 mm), de onde o over size é direcionado
através de transportadores de correia para pilha de estocagem do produto denominado
sinter feed.
37
O overflow dos classificadores em espiral junto com o under size das peneiras
desaguadoras são direcionados através de bombas de polpa para as etapas de
deslamagem durante a campanha de hematita, em duas baterias de hidrociclones de 6”
de diâmetro e de concentração magnética de média (WD) e alta intensidade (Jones)
durante a campanha de ITL.
Na campanha de hematita, na etapa de deslamagem, o underflow constitui produto final
(concentrado) e é direcionado para as baias de decantação e desaguamento. O overflow
é encaminhado (bombeado) para outras duas baterias de hidrociclones. Nesta segunda
ciclonagem, o overflow constitui o rejeito final, bombeado para a barragem I. O
underflow é direcionado para as baias de decantação e desaguamento.
Na separação magnética, durante a campanha de itabirito limonítico, a fração –1,0 mm
proveniente do overflow dos classificadores em espiral e a fração –0,5 mm proveniente
do under size das peneiras desaguadoras são bombeados para o tanque agitador de onde
o material é bombeado para uma etapa de concentração que é realizada em separadores
magnéticos de média intensidade do tipo WDRE. O produto (concentrado) é bombeado
para as baias de decantação e desaguamento. O rejeito é bombeado às baterias de
hidrociclones. Na ciclonagem, o overflow é encaminhado, por gravidade, ao um sump e
deste bombeado para a barragem I. O underflow é direcionado (bombeado) à peneira de
proteção do separador magnético de alta intensidade Jones. Neste peneiramento, o
oversize é direcionado, por arraste hidráulico e gravidade ao sump e bombeado para
barragem I. O undersize é direcionado ao separador magnético Jones por gravidade. Ao
se efetuar a separação magnética, o rejeito obtido é direcionado ao sump e deste
bombeado para a barragem I. O intermediário ou médio é direcionado por gravidade,
conforme orientação do processo, ao sump e deste bobeado para a barragem I como
rejeito final ou como carga circulante na alimentação do Jones. O produto obtido
(concentrado) é direcionado para as baias de decantação e desaguamento.
A Figura 5.4 mostra o fluxograma de beneficiamento do minério de ferro da Unidade de
Córrego do Feijão.
A disposição de rejeito na barragem I teve seu início em 1974, onde todo material
estava abaixo de 0,15mm. Em 2001, após a implantação dos separadores magnéticos
WDRE apenas o rejeito dos mesmos foram direcionados para a barragem I. Atualmente
38
o rejeito dos WDRE alimenta um separador magnético do tipo Jones, instalado em
setembro de 2005, cujo rejeito deste é direcionado para a barragem I com uma taxa de
99 t/h, além do overflow da ciclonagem com uma taxa de 159 t/h. Tem-se também o
oversize da peneira de proteção direcionado para a barragem I com uma taxa de 18 t/h,
totalizando assim 276 t/h.
Na barragem I, o rejeito é lançado sob a forma de spray bar ao longo de toda a sua
extensão sob a orientação da geotecnia. Por questões de segurança estrutural trabalha-se
com a formação de praia de no mínimo 100,0 m do maciço.
Na Tabela 5.1 abaixo estão apresentadas as especificações químicas e granulométricas
dos produtos da Unidade de Córrego do Feijão.
Tabela 5.1 - Especificações dos produtos da Unidade de Córrego do Feijão.
+ 31 mm + 19,0 mm + 12,5 mm + 6,3 mm + 1,0 mm + 0,15 mm - 0,045 mm
Granulado 15 68,28 0,90 0,045 0,48 0,30 12,70 96,70
Hematitinha 5 68,39 0,74 0,038 0,41 0,32 6,00 14,60 85,00
Sinter Feed 38 68,43 0,64 0,034 0,40 0,40 7,00 53,50 81,30
Pellet Feed 34 67,42 1,24 0,630 0,51 0,044 2,00 16,00 79,00
Granulado 18 66,14 2,14 0,044 1,41 0,14 12,00 91,00
Hematitinha 6,2 65,66 2,45 0,047 1,61 0,16 6,00 13,80 85,00
Sinter Feed 34,5 64,93 3,69 0,051 1,46 0,22 8,60 58,00 83,80
Pellet Feed 18 67,28 1,76 0,034 0,65 0,14 1,30 16,50 79,00
Tipos
Itabiríticos
hematíticos
Distribuição Granulometrica (% Ret. Acumulado)Partição
(%)%
AL2O3% MnProdutos % Fe % SiO2 % P
39
Figura 5.4 - Fluxograma do processo de beneficiamento do minério de ferro da Unidade de Córrego do Feijão.
40
6. MATERIAIS E METODOLOGIA
A metodologia utilizada na retirada das amostras na barragem I e preparação destas, nos
estudos de caracterização e nos ensaios de concentração, juntamente com a descrição
dos equipamentos e materiais é relatada neste capítulo.
Estes estudos foram realizados no centro de pesquisa da Vale:
§ CPT – Centro de Pesquisa Tecnológica de Alegria, em Mariana/MG.
6.1. Amostra
A amostragem realizada foi por meio de sondagem para verificação da
representatividade da barragem I como todo e está descrito conforme abaixo:
O serviço de sondagem por lavagem foi desenvolvido com a finalidade de dar subsídios
para retirada de amostras do rejeito para cubagem da reserva e definição da qualidade
em profundidade. A sondagem por lavagem através da circulação de água seguiu a
Norma Brasileira da ABNT, específica para o assunto.
Como material de apoio usou-se o polímero orgânico do fabricante System Mud
Indústria e Comércio Ltda:
- Supervis: polímero sintético Aniônico em pó;
- celutrol HV1: carboximetilcelulose de sódio;
- SM 2000: polímero aniônico líquido.
A utilização de polímeros evita a contaminação das amostras.
Como equipamentos, utilizou-se um conjunto moto-bomba, um trépano, um trado
helicoidal e uma plataforma flutuante, de fabricação própria, de madeira sobre 36
tambores de plásticos, medindo-se (6,0 x 5,0) m, com um furo no centro de (30,0 x
30,0) cm para passagem do revestimento como mostram as Figuras 6.1, 6.2 e 6.3.
41
Figura 6.1 – Plataforma para sondagem de rejeito na barragem em região contendo água.
Figura 6.2 – Conjunto moto-bomba para sondagem de rejeito na barragem.
42
Figura 6.3 – Detalhe do trépano, à esquerda e do trado helicoidal à direita.
Metodologia empregada:
- sondagem a percussão realizada por circulação contínua de água;
- trado helicoidal;
- revestimento com diâmetro H de 4”;
- trépano (pá) de 3,5”, perpassando o revestimento quase que sem folga;
- bomba de baixa pressão e alta freqüência.
Serviços realizados em presença de água:
- Os furos foram executados com os equipamentos tripé e conjunto moto-bomba
disposto sobre plataforma flutuante, fundeadas por quatro âncoras;
- O revestimento foi cravado nos rejeitos o suficiente para permitir os
procedimentos normais de execução dos serviços;
- A perfuração por lavagem com fluxo de água contínua é iniciada com a torre
firmemente instalada sobre o ponto locado.
43
Serviços realizados na praia, Figura 6.4:
- utilizou-se o trado helicoidal para começar a perfuração até o mesmo se tornar
inoperante ou quando encontrado o nível d’água;
- abaixo do nível d’água, a perfuração foi procedida com auxílio de circulação
direta d’água;
- a circulação d’água foi com auxílio de uma bomba d’água com mangote de
sucção, através de haste de percussão e do trépano de lavagem que funciona
como ferramenta de escavação.
Figura 6.4 – Sondagem na barragem de rejeito em região de praia.
Procedimentos utilizados:
- consolidou-se as paredes dos furos com polímeros orgânicos;
- recuperou-se todo o material, armazenado-o em sacos plásticos e etiquetados a
cada metro;
- anotou-se no boletim a cada mudança de estado, demarcando a profundidade de
manobra na água e do material depositado.
44
Extração:
- usou-se meio tambor de 200 L, cortado ao meio, dentro do qual foi colocado um
coletor menor (balde plástico);
- o material foi despejado no coletor menor, que se enchia até transbordar para o
coletor maior;
- o produto (rejeito rico) se consolidava no fundo do coletor menor e a água
transbordava para o coletor maior;
- ao encher o coletor menor, o material decantado foi recolhido em sacos
plásticos, após drenar o excesso de água;
- as sondagens foram executadas até a fundação, caracterizada pela mudança de
cor do material perfurado.
Acomodação do material:
- a cada metro perfurado, o material foi recolhido em um saco plástico, após
retirar o excesso de água;
- no saco plástico foi aplicado uma etiqueta, contendo número do furo, a
metragem da manobra, a data e o local do serviço;
- o saco plástico etiquetado foi acomodado dentro de outro saco plástico, para
evitar danos na etiqueta e vazamento do material. Outra etiqueta foi aplicada no
segundo saco.
Na Figura 6.5, estão dispostos os pontos amostrados e a Tabela 4.5 mostra as
informações gerais dos furos de sondagens para retirada de amostras.
45
Figura 6.5 – Disposição dos furos de amostragem na barragem I de rejeito.
Tabela 6.1 – Informações dos furos de sondagem na barragem I de rejeito.
E NSPL-02 278.346,929 2.774.818,223 60,7 61 83.278,50
SPL-03 278.349,727 2.774.877,955 55,8 56 75.060,60
SPL-05 278.258,674 2.775.008,631 25,0 25 54.760,70
SPL-06 278.234,315 2.775.044,238 16,5 17 15.448,64
SPL-12 278.457,575 2.775.061,055 13,0 13 57.778,87
SPL-13 278.511,206 2.774.973,752 23,5 24 8.935,23
SPL-14 278.562,644 2.774.889,434 18,7 19 8.803,10
SPL-15 278.614,551 2.774.804,347 8,0 8 1.790,00
SPL-16 278.579,610 2.775.049,914 14,0 14 9.834,72
SPL-18 278.694,681 2.774.879,397 10,0 10 5.476,00
SPL-19 278.736,444 2.774.969,598 26,0 26 18.233,88
SPL-21 278.209,148 2.774.974,761 28,3 29 69.305,90
SPL-22 278.254,309 2.774.908,726 15,7 16 28.179,84
SPL-23 278.300,816 2.774.841,199 79,4 80 122.933,20
SPL-24 278.351,373 2.774.761,950 53,5 54 45.637,80
SPL-25 278.389,790 2.774.710,623 26,75 27 40.371,94
SPL-26 278.418,016 2.774.669,352 23,0 23 35.120,80
Total: 248,45 251 680.949,72
INFORMAÇÕES DOS FUROS DE SONDAGEM DE LAVAGEM CONTÍNUA NA BARRAGEM I
FurosCoordenadas
Massa (g)Prof. Furo
Quantidade Amostras
Praia
Água
46
As amostras da sondagem da barragem I enviadas para caracterização no Centro de
Pesquisas Tecnológicas de Alegria foram geradas a partir de furos de trado.
Estes furos foram compostos por vários horizontes, que representam diversas
profundidades e, por apresentarem massa muito pequena, houve a necessidade de serem
agrupados para que fosse possível a realização da caracterização.
Considerando os estudos anteriores, realizados no Centro Tecnológico de Ferrosos com
duas outras amostras coletadas na barragem I, mostraram associações mineralógicas,
Figura 6.6, que indicam a concentração magnética como uma rota provável, buscou-se
então desenvolver este estudo a partir da concentração magnética e, em alguns casos,
aplicou-se o método de concentração por flotação.
47
Figura 6.6 - Mineralogia das amostras 01 e 02 dos finos da barragem I.
Comparativa - Composição Global
0
10
20
30
40
50
60
Hematitagranular
Hematitamicrocristalina
Hematitatabular
Hematitaespecular
Hematitasinuosa
Martita Magnetita Goethita Limonita Quartzo Gibbisita Caolinita Outros
Perc
entu
al
amostra 01 amostra 02
hematita hematita hematita hematita hematita Outrosgranular microcristalina tabular especular sinuosa Martita Magnetita Goethita Limonita Quartzo Gibbisita Caolinita Minerais
amostra 01 57,05 0,00 0,09 1,86 3,98 23,82 6,96 3,40 0,81 0,98 0,78 0,05 0,21amostra 02 55,89 0,00 1,77 1,56 0,52 17,57 5,18 9,21 1,19 5,85 0,65 0,16 0,44
48
Os procedimentos gerais de trabalho adotados para amostras da sondagem da barragem
I enviadas para caracterização no Centro de Pesquisas Tecnológicas de Alegria podem
ser vistos no fluxograma da Figura 6.7.
Figura 6.7 – Fluxograma de preparação das amostras.
As análises granulométricas foram efetuadas por peneiramento a úmido, em
peneiradores mecânicos suspensos, em laboratórios, com aberturas em mm: 8,00 / 6,30 /
5,75 / 4,80 / 3,40 / 2,40 / 1,00 / 0,84 / 0,710 / 0,500 / 0,420 / 0,300 / 0,210 / 0,150 / 0,105 / 0,075
e 0,045.
As lamas foram submetidas a ensaios de separação magnética, em um separador
magnético tipo tambor, modelo L4 da Inbrás- Eriez para as frações -1,0mm total e -1,0
+ 0,15mm e utilizando matrizes de GAP 2,5mm com variação de campo de 1000 e
4000G.
A deslamagem realizada foi em bancada e teve como parâmetro apenas a porcentagem
de sólidos na alimentação igual a 25% e pH=9,8. Empolpou-se a amostra para 25% de
sólidos, corrigindo o pH para 9,8 com adição de soda e agintando-se por 5 minutos.
Após 5 minutos, deixou-se decantar por 15 minutos retirando-se o flutuado (overflow).
Esse processo foi repetido até a retirada de toda a lama.
A flotação foi realizada em bancada utilizando-se amido como depressor dos minerais
de ferro e como coletor do quartzo a amina. Os parâmetros foram os seguintes:
Composição de Amostras 3 em 3 metros
Agitação dispersando com NaOH (5 minutos) - pH 9,80 Sifonamento após 5 minutos da polpa em repouso
Afundado Flutuado Retirada do Polímero
Análises: - Química Global - Química por faixa granulométrica
Ensaios Tecnológicos
49
- célula CDC, 1200 rpm, cuba de 2,5 litros;
- dosagem de amido: 800 g/t alimentada;
- dosagem de amina: SiO2 < 10% - 250 g/t de SiO2;
10% < SiO2 < 20% - 400 g/t de SiO2;
SiO2 > 20% - 700 g/t de SiO2.
- tempo de condicionamento: 5 minutos para o amido e 1 minuto para a amina;
- pH: 9,8.
As análises químicas quantitativas foram executadas em amostras globais, bem como
por faixas granulométricas, utilizando a espectometria de plasma. Os
elementos/compostos analisados foram: Fe total, SiO2, Al2O3, P, Mn, CaO, MgO, TiO2
e PF.
Na Tabela 6.2 encontra-se a porcentagem em massa do afundado e flutuado da etapa de
deslamagem. Da massa do afundado obteve-se o peneiramento
Tabela 6.2 – Porcentagem da massa das parcelas afundado e flutuado da deslamagem.
Afu n d ad o F lu tu ad o
S P L 02 82 ,44 17 ,56
S P L 03 94 ,01 5 ,99
S P L 05 75 ,59 24 ,41
S P L 06 94 ,18 5 ,82
S P L 12 38 ,31 61 ,69
S P L 13 58 ,49 41 ,51
S P L 14 51 ,87 48 ,13
S P L 15 82 ,84 17 ,16
S P L 16 40 ,38 59 ,62
S P L 18 45 ,86 54 ,14
S P L 19 55 ,19 44 ,81
S P L 21 88 ,08 11 ,92
S P L 22 86 ,15 13 ,85
S P L 23 88 ,74 11 ,26
S P L 24 88 ,01 11 ,99
S P L 25 89 ,80 10 ,20
S P L 26 86 ,79 13 ,21
M assa (% )F u ro s
50
7. RESULTADOS E DISCUSSÕES
A Tabela 7.1 mostra a análise granulométrica e química das amostras dos furos de
sondagem da barragem I.
Tabela 7.1 – análise granulométrica e química das amostras dos furos de sondagem da
barragem I.
+0,15 +0,045 -0,045 Fe SiO2 Al2O3 P Mn TiO2 CaO MgO PPC
SPL 02 18,50 48,92 32,58 54,19 14,30 2,20 0,194 0,587 0,091 0,071 0,067 2,51
SPL 03 11,93 57,14 30,93 51,52 15,31 1,70 0,057 0,436 0,086 0,021 0,068 2,40
SPL 05 10,72 47,21 42,07 51,14 18,17 2,18 0,078 0,682 0,092 0,044 0,085 3,09
SPL 06 6,55 60,11 33,34 48,60 24,70 1,88 0,056 0,461 0,095 0,017 0,062 3,00
SPL 12 0,00 0,00 100,00 47,91 11,90 7,92 0,171 1,955 0,243 0,076 0,257 6,62
SPL 13 0,00 6,84 93,16 44,24 15,86 6,63 0,188 2,182 0,319 0,085 0,254 10,00
SPL 14 0,00 11,66 88,34 48,68 19,36 4,07 0,133 1,574 0,151 0,065 0,138 4,26
SPL 15 0,00 0,00 100,00 43,23 34,66 1,43 0,047 0,200 0,107 0,005 0,045 1,91
SPL 16 0,00 2,98 97,02 38,90 35,98 3,04 0,095 0,873 0,106 0,105 0,171 3,51
SPL 18 0,00 3,35 96,65 37,02 29,27 7,32 0,165 1,859 0,311 0,071 0,160 6,40
SPL 19 11,56 19,70 68,74 34,80 - - - - - - - -
SPL 21 10,55 48,30 41,15 51,70 20,08 1,92 0,064 0,629 0,074 0,036 0,091 2,57
SPL 22 9,95 48,42 41,63 50,72 20,37 2,22 0,068 0,605 0,108 0,019 0,053 3,69
SPL 23 18,27 49,88 31,85 60,78 8,82 1,35 0,046 0,491 0,065 0,040 0,056 1,61
SPL 24 16,41 46,18 37,41 55,64 14,48 1,88 0,063 0,649 0,108 0,015 0,063 2,87
SPL 25 12,83 57,46 29,71 48,11 25,30 1,96 0,065 0,545 0,106 0,021 0,059 2,91
SPL 26 12,23 52,55 35,22 50,23 20,79 2,89 0,077 0,516 0,127 0,035 0,077 3,38
média 8,21 32,98 58,81 48,08 20,58 3,16 0,098 0,890 0,137 0,045 0,107 3,80
Furoanálise química (%)% retida simples
A Figura 7.1 mostra a porcentagem passante em 0,045mm das amostras dos furos de
sondagem da barragem I.
51
Figura 7.1 – Porcentagem passante em 0,045mm das amostras dos furos de sondagem
da barragem I.
A Figura 7.2 mostra a divisão dos finos passante em 0,045mm da barragem em dois
grandes domínios: domínio dos grossos e domínio dos finos.
Figura 7.2 – Divisão dos domínios dos finos dos furos de sondagem da barragem I.
32,58 30,93
42,09
33,35
100,00
93,1688,34
100,00 97,02 96,65
68,84
41,15 41,64
31,85
37,41
29,7135,21
0
20
40
60
80
100
SP
L 02
SP
L 03
SP
L 05
SP
L 06
SP
L 12
SP
L 13
SP
L 14
SP
L 15
SP
L 16
SP
L 18
SP
L 19
SP
L 21
SP
L 22
SP
L 23
SP
L 24
SP
L 25
SP
L 26
% passante em 0,045mm entre 29,71 e 42,09 % passante em 0,045mm entre 88,34 e 100,00
% passante em 0,045mm em 68,84
32,58 30,93
42,09
33,35
100,00
93,1688,34
100,00 97,02 96,65
68,84
41,15 41,64
31,85
37,41
29,7135,21
0
20
40
60
80
100
SP
L 02
SP
L 03
SP
L 05
SP
L 06
SP
L 12
SP
L 13
SP
L 14
SP
L 15
SP
L 16
SP
L 18
SP
L 19
SP
L 21
SP
L 22
SP
L 23
SP
L 24
SP
L 25
SP
L 26
% passante em 0,045mm entre 29,71 e 42,09 % passante em 0,045mm entre 88,34 e 100,00
% passante em 0,045mm em 68,84
Domínio dos finos
Domínio dos grossosDomínio dos grossos
Domínio dos mistos
52
Do domínio dos grossos temos a distribuição granulométrica e do teor de Ferro, como
mostrado nas Figuras 7.3 e 7.4, respectivamente.
Figura 7.3 – Distribuição granulométrica dos furos do domínio dos grossos.
Figura 7.4 – Distribuição do teor de ferro em frações dos furos do domínio dos grossos.
Diante das informações acima podemos verificar que há uma homogeneidade
granulométrica e química dentro dos intervalos do próprio furo e entre outros furos.
A Tabela 7.2 mostra os teores médios dos furos do domínio dos grossos homogêneos.
Distribuição Granulométrica (% Retido)
30,9342,07
33,3441,15 41,63 37,41
29,71 35,22
57,14
47,21 60,11 48,30 48,4246,18 57,46
52,55
11,93 10,72 6,55 10,55 9,9516,41 12,83 12,23
SPL 03 SPL 05 SPL 06 SPL 21 SPL 22 SPL 24 SPL 25 SPL 26
-0,045mm -0,15+0,045 mm +0,15mm
Teor de Fe (%)
54,97 53,63 56,52 54,56 51,85 55,43 52,30 53,65
54,21 53,4948,61
52,09 49,99 57,88 48,1151,54
45,80 46,33 41,00 48,14 50,38 53,59 52,30 45,90
SPL 03 SPL 05 SPL 06 SPL 21 SPL 22 SPL 24 SPL 25 SPL 26
-0,045mm -0,15+0,045mm +0,15mm
53
Tabela 7.2 – Teores médios, em %, dos furos do domínio dos grossos homogêneos.
Figura 7.5 – Distribuição granulométrica do furo de sondagem SPL 23.
Figura 7.6 – Distribuição granulométrica do furo de sondagem SPL 02.
Furos Fe Si02 Al2O3 P Mn TiO2 CaO MgO PPC
SPL 03 51,52 15,31 1,70 0,057 0,436 0,086 0,021 0,068 2,40
SPL 05 51,14 18,17 2,18 0,078 0,682 0,092 0,044 0,085 3,09
SPL 06 48,60 24,70 1,88 0,056 0,461 0,095 0,017 0,062 3,00
SPL 21 51,70 20,08 1,92 0,064 0,629 0,074 0,036 0,091 2,57
SPL 22 50,72 20,37 2,22 0,068 0,605 0,108 0,019 0,053 3,69
SPL 24 55,64 14,48 1,88 0,063 0,649 0,108 0,015 0,063 2,87
SPL 25 48,11 25,30 1,96 0,065 0,545 0,106 0,021 0,059 2,91
SPL 26 50,23 20,79 2,89 0,077 0,516 0,127 0,035 0,077 3,38
Distribuição granulométrica do furo SPL 23
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27
-0,045 mm -0,15 +0,045 mm +0,15 mm
Distribuição granulométrica do furo SPL 02
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21
-0,045 mm -0,15 +0,045 mm +0,15 mm
54
Diante das informações das Figuras 7.5 e 7.6, podemos verificar que há uma
heterogeneidade granulométrica dentro dos intervalos do próprio furo e homogeneidade
entre eles.
A Tabela 7.3 mostra os teores médios dos furos do domínio dos grossos heterogêneos.
Tabela 7.3 – Teores médios, em %, dos furos do domínio dos grossos heterogêneos.
A Figura 7.7 mostra o domínio dos grossos divididos em dois subdomínios, furos
homogêneos e furos heterogêneos.
Figura 7.7 – Distribuição dos furos de sondagem do domínio dos grossos
Do domínio dos finos temos as distribuições químicas, como mostradas nas Tabelas 7.4
e 7.5.
Tabela 7.4 – Teores médios, em %, dos furos do domínio dos finos.
Domínio dos Grossos
Furos Homogêneos
Furos Heterogêneos
Domínio dos Grossos
Furos Homogêneos
Furos Heterogêneos
Furos Fe Si02 Al2O3 P Mn TiO2 CaO MgO PPC
SPL 02 54,19 14,30 2,20 0,194 0,587 0,091 0,071 0,067 2,51
SPL 23 60,78 8,82 1,35 0,046 0,491 0,065 0,04 0,056 1,61
Furos Fe Si02 Al2O3 P Mn TiO2 CaO MgO PPC
SPL 12 47,91 11,90 7,92 0,171 1,955 0,243 0,076 0,257 6,62
SPL 13 44,24 15,86 6,63 0,188 2,182 0,319 0,085 0,254 10,00
SPL 14 48,68 19,36 4,07 0,133 1,574 0,151 0,065 0,138 4,26
55
Baixo conteúdo metálico devido aos elevados teores dos contaminantes.
Tabela 7.5 – Teores médios dos furos do domínio dos finos.
Diante das informações das Tabelas 7.4 e 7.5, podemos dividir o domínio dos finos em
dois subdomínios: ferruginosos e silicosos.
A Figura 7.8 mostra o domínio dos finos divididos em dois subdomínios, ferruginosos e
silicosos.
Figura 7.8 – Distribuição dos furos de sondagem do domínio dos finos.
As Figuras 7.9 e 7.10, mostram a distribuição granulométrica e de ferro do domínio dos
mistos, respectivamente.
Furos Fe Si02 Al2O3 P Mn TiO2 CaO MgO PPCSPL 15 43,23 34,66 1,43 0,047 0,200 0,107 0,005 0,045 1,91SPL 16 38,90 35,98 3,04 0,095 0,873 0,106 0,105 0,171 3,51SPL 18 37,02 29,27 7,32 0,165 1,859 0,311 0,071 0,160 6,40
Ferruginoso
Domínio dos Finos
Silicoso
Ferruginoso
Domínio dos Finos
Silicoso
56
Figura 7.9 – Distribuição granulométrica do furo de sondagem SPL 19.
Figura 7.10 – Distribuição do teor de ferro do furo de sondagem SPL 19.
Diante das informações das Figuras 7.9 e 7.10, podemos verificar que há variação
granulométrica e química no furo.
A Figura 7.11 mostra a definição dos domínios dos furos da barragem I de rejeito.
Distribuição Granulométrica (% retido)
61,00 64,2054,32 57,4
65,07 63,3974,84
84,0794,36
32,44 22,33
25,60 22,9316,09 15,53
20,78
15,935,646,56
13,4620,09 19,67 18,84 21,08
4,38 0,00,0
1 2 3 4 5 6 7 8 9
-0,045 mm -0,15 +0,045 mm +0,15 mm
Teor de Fe (%)
51,07
26,93
42,29
25,8422,75 23,28
49,44 48,53
23,05
1 2 3 4 5 6 7 8 9
57
Figura 7.11 – Distribuição dos domínios dos furos de sondagem da barragem I.
Definição das rotas de concentração:
As rotas de concentração foram definidas segundo as análises granuloquímicas dos
furos de sondagem na barragem I.
As Tabelas 7.6 e 7.7 mostram as possíveis rotas de concentração dos finos da barragem
I.
Tabela 7.6 – Rota I de concentração dos finos da barragem I.
Furo Domínio Rota proposta
SPL 02 Grossos heterogêneos
SPL 03 Grossos heterogêneos
SPL 06 Grossos heterogêneos
SPL 21 + SPL 22 + SPL 24 Grossos homogêneos
SPL 05 + SPL 25 + SPL 26 Grossos homogêneos
SPL 12 + SPL 13 + SPL 14 Finos ferruginosos -
SPL 15 + SPL 16 + SPL 18 Finos silicosos -
Classificação em 0,15mm separação magnética da fração -1,00 +0,15mm
deslamagem e flotação da fração -0,15mm
Rota I
DomDomíínio nio dos Mistosdos Mistos
DomDomíínio dos nio dos FinosFinos
DomDomíínio dos nio dos GrossosGrossos
Grossos Homogêneos
Grossos Heterogêneos
Fino Ferruginoso
Fino Silicoso
Domínios:DomDomíínio nio dos Mistosdos Mistos
DomDomíínio dos nio dos FinosFinos
DomDomíínio dos nio dos GrossosGrossos
Grossos Homogêneos
Grossos Heterogêneos
Fino Ferruginoso
Fino Silicoso
Domínios:
58
Tabela 7.7 – Rota II de concentração dos finos da barragem I.
Furo Domínio Rota proposta
SPL 02 Grossos heterogêneos
SPL 03 Grossos heterogêneos
SPL 06 Grossos heterogêneos
SPL 21 + SPL 22 + SPL 24 Grossos homogêneos
SPL 05 + SPL 25 + SPL 26 Grossos homogêneos
SPL 12 + SPL 13 + SPL 14 Finos ferruginosos -
SPL 15 + SPL 16 + SPL 18 Finos silicosos -
Separação magnética da fração -1,00mm total
Rota II
Ensaios tecnológicos:
O fluxograma da Figura 7.12 mostra as etapas de concentração da rota I para os finos da
barragem I.
Alimentação (-1,00mm)
Classificação (0,15mm)
Deslamagem (pH 9,80)
Flotação
+0,15mm
-0,15mm
L4 (1000 Gauss)
L4 (4000 Gauss)
L4 (4000 Gauss)
Rejeito final
Concentrado
Concentrado
Concentrado
Concentrado final
Rejeito
Rejeito
Rejeito final
Concentrado final
Overflow
Underflow
Parâmetros da Flotação:dosagem de amido: 800 g/t alimentadadosagem de amina:% SiO2 < 10% - 250 g/t de SiO2
10% < % SiO2 > 20% - 400 g/t de SiO2
% SiO2 > 20% - 700 g/t de SiO2
Figura 7.12 – Fluxograma das etapas de concentração dos finos - Rota I
Tabela 7.8 mostra os resultados da separação magnética da fração –1,00 +0,15mm dos
furos do domínio dos grossos - rota I.
59
Tabela 7.8 - Resultado da qualidade da separação magnética da fração -1,00 +0,15mm -
rota I.
FluxosRecuperação
massa (%)Fe SiO2 Al2O3 P CaO MgO Mn TiO2 PPC
Alimentação 15,34 53,88 19,56 1,25 0,047 0,016 0,270 0,270 0,060 1,74
Concentrado final 11,02 67,23 2,04 0,65 0,033 0,019 0,175 0,175 0,051 1,10Rejeito final 4,32 19,82 64,26 2,77 0,080 0,010 0,510 0,510 0,082 3,37Alimentação 11,22 50,35 22,81 1,63 0,055 0,018 0,062 0,310 0,096 2,58
Concentrado final 7,07 65,78 2,84 0,86 0,038 0,016 0,045 0,190 0,064 1,56Rejeito final 4,15 24,07 56,84 2,94 0,085 0,020 0,090 0,515 0,152 4,32Alimentação 6,17 44,54 30,65 1,84 0,06 0,024 0,072 0,328 0,085 2,99
Concentrado final 3,23 64,79 3,98 0,98 0,044 0,018 0,056 0,200 0,071 1,97Rejeito final 2,94 22,26 59,98 2,79 0,078 0,030 0,090 0,468 0,100 4,12Alimentação 16,21 63,46 7,06 0,66 0,029 0,014 0,039 0,231 0,044 0,89
Concentrado final 14,26 68,2 1,08 0,4 0,022 0,014 0,035 0,157 0,033 0,5Rejeito final 1,96 28,95 50,67 2,56 0,084 0,020 0,070 0,769 0,122 3,78Alimentação 10,79 51,57 21,03 1,76 0,067 0,022 0,06 0,351 0,08 2,82
Concentrado final 6,79 65,7 2,78 0,98 0,044 0,017 0,048 0,198 0,067 1,720Rejeito final 3,99 27,52 52,07 3,08 0,105 0,030 0,080 0,160 0,102 4,68Alimentação 10,03 47,43 26,48 2,07 0,077 0,028 0,072 0,359 0,087 3,06
Concentrado final 5,56 65,15 3,53 1,09 0,050 0,018 0,049 0,224 0,073 1,85Rejeito final 4,47 25,42 54,99 3,28 0,111 0,040 0,100 0,527 0,104 4,56
02
03
06
05 + 25 +26
23
21 + 22 +24
SPLSeparação magnética - fração -1,00 +0,15mm
A Tabela 7.9 mostra o resultado da qualidade média da separação magnética da fração
–1,00 +0,15mm dos furos do domínio dos grossos - rota I.
Tabela 7.9 - Resultado da qualidade média da separação magnética da fração
-1,00 +0,15mm - rota I.
FluxosRecuperação
massa (%)Fe SiO2 Al2O3 P CaO MgO Mn TiO2 PPC
Alimentação 11,63 53,43 19,38 1,42 0,053 0,019 0,055 0,298 0,071 2,14
Concentrado final 7,99 66,68 2,28 0,73 0,035 0,016 0,042 0,183 0,054 1,22
Rejeito final 3,64 24,33 56,93 2,95 0,092 0,025 0,082 0,550 0,109 4,17
Separação magnética - fração -1,00 +0,15mm
Qualidade média
A Tabela 7.10 mostra o resultado da qualidade da deslamagem e flotação da fração
–0,15mm dos furos do domínio dos grossos - rota I.
60
Tabela 7.10 - Resultado da qualidade da deslamagem e flotação da fração -0,15mm -
rota I.
Fe SiO2 Al2O3 P CaO MgO Mn TiO2 PPC
Alimentação 67,6 56,57 12,68 2,72 0,054 0,013 0,074 0,679 0,091 2,36
Overflow 10,59 40,94 14,27 12,08 0,197 0,030 0,200 3,091 0,270 8,65
Underflow 57,00 59,47 12,38 0,98 0,028 0,010 0,050 0,231 0,058 1,19
Al. Calculada 57,00 59,34 12,24 0,99 0,029 0,010 0,046 0,220 0,057 1,22
Concentrado 46,37 67,58 0,95 0,61 0,030 0,010 0,040 0,221 0,057 1,13
Rejeito 10,63 23,42 61,47 2,65 0,024 0,010 0,070 0,215 0,059 1,60
Alimentação 82,79 57,86 12,09 1,77 0,055 0,026 0,069 0,477 0,091 2,19
Overflow 8,02 43,45 11,88 10,81 0,211 0,080 0,241 2,958 0,369 9,88
Underflow 74,77 59,41 12,11 0,80 0,038 0,020 0,050 0,211 0,061 1,36
Al. Calculada 74,77 58,5 13,12 0,95 0,036 0,020 0,055 0,218 0,067 1,53
Concentrado 61,25 67,00 0,91 0,79 0,038 0,020 0,050 0,220 0,069 1,58
Rejeito 13,52 20,01 68,43 1,65 0,026 0,020 0,080 0,207 0,056 1,31
Alimentação 88,01 52,73 19,98 1,55 0,052 0,014 0,070 0,359 0,078 2,19
Overflow 4,34 42,9 11,08 10,81 0,288 0,101 0,259 3,024 0,325 10,01
Underflow 83,67 53,24 20,44 1,07 0,040 0,010 0,060 0,221 0,065 1,78
Al. Calculada 83,67 53,76 19,63 1,00 0,038 0,023 0,057 0,200 0,062 1,70
Concentrado 53,29 67,15 0,71 0,77 0,039 0,020 0,046 0,179 0,062 1,74
Rejeito 30,38 30,28 52,82 1,40 0,035 0,028 0,076 0,237 0,063 1,63
Alimentação 72,53 61,00 8,70 1,48 0,042 0,014 0,050 0,542 0,067 1,67
Overflow 5,12 42,64 9,95 11,26 0,237 0,060 0,187 4,031 0,297 9,98
Underflow 67,41 62,40 8,60 0,74 0,027 0,010 0,040 0,277 0,049 1,04
Al. Calculada 67,41 62,27 8,47 0,79 0,028 0,020 0,042 0,246 0,051 1,10
Concentrado 59,86 67,29 1,59 0,57 0,028 0,020 0,040 0,245 0,051 1,04
Rejeito 7,54 22,47 63,08 2,55 0,024 0,026 0,079 0,254 0,053 1,61
Alimentação 76,66 54,55 15,81 2,18 0,064 0,026 0,079 0,732 0,093 2,5
Overflow 8,35 44,83 8,78 10,26 0,254 0,079 0,239 4,222 0,296 9,8
Underflow 68,31 55,74 16,67 1,19 0,041 0,020 0,060 0,305 0,068 1,61
Al. Calculada 68,31 55,54 16,50 1,30 0,039 0,020 0,062 0,284 0,073 1,79
Concentrado 48,32 66,02 1,81 1,05 0,039 0,020 0,050 0,257 0,072 1,73
Rejeito 19,99 30,21 52,00 1,91 0,040 0,020 0,090 0,348 0,076 1,92
Alimentação 74,03 51,40 20,16 2,49 0,073 0,038 0,082 0,659 0,104 2,71
Overflow 11,85 44,83 14,73 8,41 0,212 0,132 0,195 2,732 0,257 7,80
Underflow 62,18 52,65 21,19 1,36 0,046 0,020 0,060 0,264 0,075 1,74
Al. Calculada 62,18 53,07 20,09 1,40 0,043 0,027 0,062 0,246 0,079 1,82
Concentrado 44,17 65,03 3,26 1,13 0,045 0,030 0,050 0,242 0,081 1,87
Rejeito 18,01 23,72 61,36 2,07 0,039 0,020 0,090 0,257 0,073 1,71
21+22+24
Deslamagem
Flotação
05+25+26
Deslamagem
Flotação
06
Deslamagem
Flotação
23
Deslamagem
Flotação
Deslamagem
Flotação
02
03
Deslamagem
Flotação
Química Global (%)
Deslamagem e Flotação
SPL Ensaio FluxoRecuperação
massa (%)
A Tabela 7.11 mostra o resultado da qualidade média da deslamagem e flotação da
fração –0,15mm dos furos do domínio dos grossos da rota I de concentração.
Tabela 7.11 - Resultado da qualidade global da deslamagem e flotação da fração
-0,15mm – rota I.
Fe SiO2 Al2O3 P CaO MgO Mn TiO2 PPC
Alimentação 76,94 55,60 15,06 2,00 0,057 0,022 0,071 0,566 0,087 2,27
Overflow 8,05 43,34 12,29 10,45 0,225 0,081 0,216 3,270 0,296 9,11
Underflow 68,89 57,03 15,38 1,02 0,037 0,015 0,054 0,250 0,063 1,47
Al. Calculada 68,89 56,97 15,16 1,06 0,036 0,020 0,054 0,234 0,065 1,54
Concentrado 52,21 66,74 1,48 0,81 0,036 0,020 0,046 0,227 0,065 1,50
Rejeito 16,68 26,38 57,99 1,88 0,034 0,021 0,080 0,258 0,065 1,65
Flotação
Deslamagem
Ensaio FluxoPartição
(%)
Química Global (%)
Qualidade média
61
O fluxograma da Figura 7.13 mostra as etapas de concentração da rota II para os finos
da barragem I.
Alimentação (-1,00mm total)
(-1,00 +0,15mm)
L4 (1000 Gauss)
média
L4 (4000 Gauss)
alta
L4 (4000 Gauss)
alta
Rejeito
Rejeito
Rejeito final
Concentrado
Concentrado
Concentrado
Concentrado final
Figura 7.13 – Fluxograma das etapas de concentração dos finos - Rota II
A Tabela 7.12 mostra os resultados da separação magnética da fração –1,00 +0,15mm
dos furos do domínio dos grossos da rota II de concentração.
Tabela 7.12 - Resultado da qualidade da separação magnética da fração -1,00 +0,15mm
– rota II.
FluxosRecuperação
massa (%)Fe SiO2 Al2O3 P CaO MgO Mn TiO2 PPC
Alimentação 82,94 58,69 13,49 0,85 0,029 0,014 0,043 0,209 0,057 1,11
Concentrado final 66,93 67,91 1,31 0,41 0,023 0,015 0,036 0,156 0,049 0,71
Rejeito final 16,01 20,15 64,42 2,71 0,056 0,010 0,070 0,429 0,088 2,78
Alimentação 94,01 57,80 14,45 0,84 0,033 0,017 0,050 0,187 0,063 1,46
Concentrado final 72,74 67,64 1,34 0,45 0,026 0,016 0,042 0,143 0,054 0,97
Rejeito final 21,27 24,15 59,31 2,17 0,057 0,020 0,080 0,339 0,096 3,15
Alimentação 94,18 52,65 21,48 0,95 0,036 0,020 0,054 0,188 0,059 1,57
Concentrado final 65,25 66,98 1,91 0,54 0,033 0,020 0,042 0,148 0,057 1,12
Rejeito final 28,93 20,34 65,59 1,88 0,045 0,020 0,080 0,279 0,062 2,59
Alimentação 88,74 62,34 8,96 0,64 0,028 0,015 0,043 0,222 0,047 0,91
Concentrado final 76,53 68,44 0,99 0,34 0,023 0,014 0,041 0,154 0,040 0,54
Rejeito final 12,21 24,10 58,92 2,50 0,061 0,020 0,060 0,647 0,096 3,24
Alimentação 87,41 58,61 13,11 0,94 0,040 0,018 0,051 0,226 0,066 1,53
Concentrado final 69,85 66,90 1,91 0,62 0,036 0,017 0,043 0,192 0,064 1,170
Rejeito final 17,56 25,62 57,67 2,23 0,059 0,021 0,083 0,363 0,074 2,99
Alimentação 84,06 52,73 21,27 1,12 0,041 0,021 0,054 0,208 0,070 1,66
Concentrado final 56,72 67,17 1,63 0,60 0,033 0,020 0,042 0,166 0,065 1,12
Rejeito final 27,34 22,79 62,02 2,20 0,058 0,021 0,079 0,294 0,078 2,78
SPLSeparação magnética - fração -1,00 +0,15mm
02
03
06
05 + 25 +26
23
21 + 22 +24
62
A Tabela 7.13 mostra os resultados da qualidade média da separação magnética da
fração –1,00 +0,15mm dos furos do domínio dos grossos da rota II de concentração.
Tabela 7.13 - Resultado da qualidade média da separação magnética da fração
-1,00 +0,15mm – rota II.
FluxosRecuperação
massa (%)Fe SiO2 Al2O3 P CaO MgO Mn TiO2 PPC
Alimentação 88,56 57,11 15,49 0,89 0,035 0,017 0,049 0,206 0,060 1,38
Concentrado final 68,00 67,54 1,50 0,49 0,029 0,017 0,041 0,160 0,054 0,92
Rejeito final 20,56 22,64 61,78 2,22 0,055 0,019 0,077 0,361 0,080 2,87
Separação magnética - fração -1,00mm
Qualidade média
As Tabelas 7.14 e 7.15, mostram os resultados da rota I e rota II de concentração,
respectivamente.
Tabela 7.14 - Resultado da rota I.
FluxosRecuperação mássica (%)
Fe SiO2 Al2O3 P CaO MgO Mn TiO2 PPC
Alimentação 80,52 56,46 15,77 1,12 0,038 0,02 0,054 0,243 0,066 1,63
Concentrado 60,20 66,73 1,59 0,80 0,036 0,019 0,045 0,221 0,063 1,46
Rejeito 20,32 26,01 57,8 2,07 0,044 0,022 0,08 0,310 0,073 2,11
Resultado da Rota I
Tabela 7.15 - Resultado da rota II.
FluxosRecuperação mássica (%)
Fe SiO3 Al2O4 P CaO MgO Mn TiO3 PPC
Alimentação 88,56 57,11 15,49 0,89 0,035 0,017 0,049 0,206 0,060 1,38
Concentrado 68,00 67,54 1,50 0,49 0,029 0,017 0,041 0,160 0,054 0,92
Rejeito 20,56 22,64 61,78 2,22 0,055 0,019 0,077 0,361 0,080 2,87
Resultado da Rota II
Os melhores resultados foram obtidos com a concentração da rota II:
· melhor qualidade no concentrado com 67,54% de Fe, 1,50% de SiO2 e demais
elementos;
· maior recuperação em massa de 68,00%.
63
8. CONCLUSÕES
A caracterização mineralógica mostrou que praticamente todo o ferro é proveniente de
hematita e o quartzo é responsável por praticamente toda SiO2 existente na amostra
estudada, os demais minerais aparecem individualmente em conteúdos muito baixos.
A amostra apresentou 91,79% abaixo de 0,150mm e 58,81% abaixo de 0,045mm. A
amostra apresentou teores médios (calculado) de 48,08% de Fe, 20,58% de SiO2, 3,16%
de Al2O3.
A divisão dos finos passante em 0,045mm da barragem em dois grandes domínios:
domínio dos grossos (29,71 a 42,09%) e domínio dos finos (88,34 a 100,0%).
Os resultados desse trabalho mostraram ser possível produzir concentrados a partir do
rejeito da usina estocado na barragem I da Mina de Córrego do Feijão.
A melhor opção de concentração estudada consistiu na utilização de circuito de
concentração por separação magnética. O concentrado produzido apresentou teor de
67,54 de Fe, 1,50% de SiO2 e 0,49 de Al2O3 com uma recuperação em massa de 68%.
64
9. SUGESTÕES PARA TRABALHOS FUTUROS
Realização de ensaios em usina piloto para confirmação dos resultados em bancada;
otimização dos resultados obtidos neste trabalho com implementação de estágio
scavenger e cleaner;
realização de teste em separadores magnéticos tipo SLon;
estudo de viabilidade para instalação de equipamentos de concentração em etapa
scavenger no circuito atual da usina na geração de rejeito enviado para a barragem I.
65
10. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS
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