Dissertação (mestrado) - Universidade Federal de Santa Catarina, Centro Tecnológico. Programa de Pós-Graduação em Engenharia Química. / Made available in DSpace on 2012-10-23T06:38:58Z (GMT). No. of bitstreams: 1 248438.pdf: 2361647 bytes, checksum: 4f9dc6122e77f3fd7e137378a7bcd09c (MD5) / O minério de bauxita é um dos materiais mais utilizados na fabricação de refratários, sendo que esse possui um alto teor de alumínio e baixo teor de fundentes. Uma das principais impurezas presentes na bauxita é o ferro. O teor máximo deste elemento após o processo de calcinação não deve ultrapassar 2,5% em massa, pois a resistência do material a altas temperaturas é reduzida. O Brasil é um dos grandes produtores mundiais de bauxita refratária e Santa Catarina possui a 5ª maior reserva deste tipo de material no país. Este trabalho objetiva a caracterização físico-química e mineralógica da bauxita catarinense e o estudo da lixiviação ácida do ferro para a obtenção de um produto adequado para a fabricação de materiais refratários de alta qualidade. As técnicas utilizadas na caracterização do material "in natura" foram: fluorescência de raios X, difração de raios X, análise térmica diferencial e termogravimétrica, microscopia óptica, microscopia eletrônica de varredura e ensaios de queima. Essas técnicas provaram que a bauxita em seu estado natural é composta basicamente pelo mineral gibbsita, seguido de boehmita e semicristalitos de goethita. Após a calcinação, o material transforma-se em alfa alumina e mulita. Nos ensaios de dissolução do ferro foi utilizado ácido clorídrico como reagente e os parâmetros de processo avaliados foram: concentração de ácido, velocidade de agitação do meio reacional, tamanho de partículas de bauxita e temperatura de reação. Utilizando o modelo do núcleo não reagido verificou-se um controle cinético para as temperaturas de 60, 65 e 70°C e este controle passa a ser difusivo para temperaturas superiores, tornando a reação mais rápida. Após 90 minutos de reação na concentração 5M de HCl e temperatura de 80°C, foi atingida uma dissolução de ferro superior a 90%, deixando o teor de Fe2O3 em torno de 0,5%. Os teores de Fe2O3 e Al2O3 alcançados após a calcinação foram 2,13% e 89,14% respectivamente. O material obtido é composto por alfa alumina e mulita de alta pureza, comprovando a eficiência do beneficiamento químico seguido de calcinação. Além disso, dados econômicos mostraram que é viável processar bauxita bruta para a obtenção de um material refratário de alta qualidade.

[pt] O pigmento de titânio, que representa a maior parte do consumo desse metal, em geral possui duas rotas de produção conhecidas como sulfatação e cloretação. Nos últimos anos o TiO2 é produzido majoritariamente por cloretação devido ao fato de possuir vantagens sobre o tradicional processo de sulfato, como custo e geração de resíduo. Esse processo utiliza concentrados de ilmenita e de rutilo (natural ou sintético) como as principais matérias prima. Porém, em virtude da baixa quantidade de reservas de rutilo e do custo relacionando a concentração ilmenita, buscar novas fontes da matéria prima se torna cada vez mais relevante. Neste contexto, o presente trabalho propôs avaliar rotas de recuperação do TiO2 contido em um rejeito da concentração de magnetita, uma das fases da produção do óxido de vanádio, através do processo de ustulação seguido lixiviação ácida. Segundo a caracterização feita por Difração de Raios-X, o rejeito é constituído de 22,2 porcento de espécies contendo dióxido de titânio e o restante com outros minerais complexos: Clinocloro llb-2 e Tremolita. Concomitantemente, a análise de Fluorescência de RaiosX demostrou que o titânio compõe 15,9 porcento em massa de uma amostra do rejeito como recebido. Para o estudo, foi feito a avaliação termodinâmica das prováveis reações entre as espécies do rejeito e os agentes químicos selecionados, assim como os efeitos das variáveis de processos, a saber, proporção mássica do reagente e temperatura. A ustulação foi feita em um forno tipo mufla, com auxilio de cadinhos contendo a amostra e um dos dois reagentes propostos (NaOH e Na2HPO4). Em seguida, em água destilada aquecida, a amostra será imersa, e logo depois filtrada e seca para posteriormente ser lixiviada com HCl 5 porcento aquecido, filtrada e seca. O produto final do trabalho obtido será caracterizado através métodos convencionais: MEV; EDS; DR-X e FRX. Por intermédio da analise termodinâmica constatou-se a viabilidade para obter um produto insolúvel rico em titânio e as impurezas fosse carregadas na etapa de lixiviação. Os resultados mostraram um aumento na perda de massa ao decorrer das etapas e que a quantidade de reagente é a variável que mais influencia, enquanto a variação da temperatura não altera drasticamente. Ao final, as amostras que reagiram com NaOH, na temperatura de 850 graus celsius por 120 min com uma proporção e 50 porcento a mais em massa de reagente da quantidade equivalente estequiométrica obtiveram um composto com 65 porcento de CaTiO2 e algumas impurezas de Fe e Si, obtendo um proporção de 39,2 porcento de Ti em relação a massa do produto final, representando 51,6 porcento em massa de recuperação do titânio. Para as amostras ustuladas com fosfato de sódio dibásico obtiveram produtos com maior quantidade de impurezas, sendo o melhor resultado também nas mesmas condições que hidróxido de sódio, recuperando um material com 20,3 porcento de titânio. / [en] Titanium pigment, which represents most of the consumption of this metal, generally has two production routes known as sulfation and chloride. Currently, TiO2 is produced mainly by chlorination due to the fact that it has advantages over the traditional sulfate process, such as cost and waste generation. This process uses concentrates of ilmenite and rutile (natural or synthetic) as the main raw materials. However, due to the low amount of rutile reserves and the cost related to Ilmenite concentration, seeking new sources of raw material becomes increasingly relevant. In this context, the present study proposed to evaluate routes of recovery of TiO2 contained in an waste of the concentration of magnetite, one of the phases of the production of vanadium oxide, through the process of roasting followed by acid leaching. According to the characterization made by X-Ray Diffraction, the waste consist of 22.2 percent of species containing titanium dioxide and the rest with other complex minerals: Clinochlor llb-2 and Tremolite. Concomitantly, the X-Ray Fluorescence analysis showed that titanium makes up 15.9 percent by mass of a sample of the tailings as received. For the study, a thermodynamic evaluation of the probable reactions between the species of waste and the selected chemical agents was carried out, as well as the effects of process variables, namely, reagent mass proportion and temperature. Roasting was carried out in a muffle furnace, with the aid of crucibles containing the sample and one of the two proposed reagents (NaOH and Na2HPO4). Then, in heated distilled water, the sample will be immersed, and soon afterwards filtered and dried to later be leached with heated 5 percent HCl, filtered and dried. The final product of the work obtained will be characterized by conventional methods: SEM; EDS; XRD and XRF. Through thermodynamic analysis, the viability to obtain an insoluble product rich in titanium was verified and the impurities were loaded in the leaching stage. The results showed an increase in mass loss during the steps and that the amount of reagent is the variable that most influences, while the temperature variation does not change drastically. At the end, the samples that reacted with NaOH, at 850 celsius degrees for 120 min with a proportion and 50 percent more by weight of the stoichiometric equivalent amount obtained a compound with 65 percent CaTiO3 and some Fe and Si impurities, obtaining a proportion of 39.2 percent of Ti in relation to the mass of the final product, representing 51.6 percent by mass of titanium recovery. For samples roasted with Sodium phosphate dibasic, they obtained products with a greater amount of impurities, the best result being also in the same conditions as Sodium hydroxide, recovering a material with 20.3 percent titanium.

[pt] Neste trabalho, métodos analíticos foram desenvolvidos para a determinação de elementos terras raras (REE, do inglês Rare Earth Elements), por espectrometria de massa e espectrometria de emissão óptica com plasma indutivamente acoplado (ICP-MS e ICP OES) numa amostra de asfalto. Foram avaliados os resultados analíticos através da análise de um material de referência certificado de rocha (GSP-1) e através da comparação dos resultados obtidos pelas duas técnicas. Dois diferentes métodos de lixiviação ácida foram empregados para o tratamento da amostra de asfalto, com HNO3 ou H2SO4, de maneira a simular os efeitos intensificados da chuva ácida. Também foi avaliada a extração da amostra com solvente orgânico e posterior lixiviação ácida, para identificar a origem (orgânica ou inorgânica) dos REE na amostra do asfalto, concluindo que eles estão presentes apenas na fração inorgânica da amostra. Os limites de detecção variaram entre 0,002 e 0,010 microgramas L elevado a menos 1 para a lixiviação com HNO3 e entre 0,001 e 0,014 microgramas L elevado a menos 1 com H2SO4, por ICP-MS, e entre 0,05 e 2,5 micrograma L elevado a menos 1 com HNO3 e entre 0,06 e 3,1 micrograma L elevado a menos 1 com H2SO4, por ICP OES. As determinações foram feitas com curvas analíticas com padrões aquosos e Rh como padrão interno. Além disso, a interferência espectral do BaO sobre Eu foi reduzida, através da precipitacao do Ba como BaSO4 quando se usou ácido sulfúrico para a lixiviacao da amostra de asfalto, reduzindo cerca de 94 porcento a concentracao de Ba em relação àquela medida no lixiviado com HNO3. As concentrações de REE variaram de 0,47 a 65,6 microgramas g menos 1, sendo que os terras raras leves (LREE) representaram 83 porcento do total de REE no asfalto investigado. O Ce foi o mais abundante dos REE no lixiviado do asfalto, seguido por Nd e La. A ordem das concentrações médias de REE no asfalto foi, em ordem decrescente: Ce maior Nd maior La maior Pr maior Sm maior Eu maior Gd maior Dy maior Er maior Yb maior Ho maior Tm maior Lu. / [en] In this study, analytical methods were developed for the determination of Rare Earth Elements by inductively coupled plasma -mass and -optical emission spectrometries (ICP-MS and ICP OES), in an asphalt sample. The analytical results were evaluated through the analysis of a rock certified reference material (GSP-1) and through the comparison of the results with the two techniques. Two different methods of acid leaching were employed for the asphalt sample treatment, with HNO3 or H2SO4, in order to simulate intensified acid rain effects. Additionally, the extraction of the sample with organic solvent and subsequent acid leaching was also evaluated to identify the origin (organic or inorganic) of REE in asphalt sample, concluding that they are present in the sample inorganic fraction. The obtained limits of detection ranged from 0.002 to 0.010 microgam L to the power of minus 1 for the leaching with HNO3 and from 0.001 to 0.014 microgram L to the power of 1 with H2SO4, by ICP-MS, and from 0.05 to 2.5 microgram L to the power of minus 1 with HNO3 and from 0.06 to 3.1 microgram L to the power of minus 1 with H2SO4, by ICP OES. The determinations were made with analytical curves with aqueous standards and Rh as internal standard. Moreover, the spectral interference by BaO on Eu was reduced, through the precipitation of Ba as BaSO4 when sulfuric acid was used for the asphalt sample leaching, decreasing about 94 percent the Ba concentration in relation to that measured in the leachate with HNO3. The concentrations of REE in the asphalt sample ranged from 0.47 to 65.6 microgran g to the power of minus 1, being the light rare earth elements (LREE) accounted for 83 percent of total REE on the asphalt investigated. Cerium was the most abundant REE in the asphalt leached, followed by Nd and La. The order of average concentrations of REE in the asphalt was, in descending order: Ce > Nd > La > Pr > Sm > Eu > Gd > Dy > Er > Yb > Ho > Tm > Lu.