Programa de Pós-Graduação em Engenharia Mineral. Departamento de Engenharia de Minas. Escola de Minas, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Marise Leite (marise_mg@yahoo.com.br) on 2016-04-15T14:57:32Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 0 bytes, checksum: d41d8cd98f00b204e9800998ecf8427e (MD5) DISSERTAÇÃO_AgregaçãoHidrofóbicaFlotação.pdf: 2126943 bytes, checksum: cbca3c5ff8e9a197695a4c63e2a645bd (MD5) / Approved for entry into archive by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2016-04-15T15:27:37Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 0 bytes, checksum: d41d8cd98f00b204e9800998ecf8427e (MD5) DISSERTAÇÃO_AgregaçãoHidrofóbicaFlotação.pdf: 2126943 bytes, checksum: cbca3c5ff8e9a197695a4c63e2a645bd (MD5) / Made available in DSpace on 2016-04-15T15:27:38Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 0 bytes, checksum: d41d8cd98f00b204e9800998ecf8427e (MD5) DISSERTAÇÃO_AgregaçãoHidrofóbicaFlotação.pdf: 2126943 bytes, checksum: cbca3c5ff8e9a197695a4c63e2a645bd (MD5) Previous issue date: 2015 / A evolução da atividade mineradora têm impulsionado a aplicação de novos conceitos para o eneficiamento de minérios com teores baixos e com granulometria de liberação cada vez menor. Várias técnicas alternativas têm sido desenvolvidas, dentro das quais se destaca o processo de agregação hidrofóbica seletiva. Neste processo, as partículas dos minerais de interesse são seletivamente hidrofobizadas pela ação de coletores gerando agregados capazes de aderirem às bolhas de ar e serem recuperados através da flotação. Apesar do grande potencial, este processo ainda possui aplicação restrita na indústria mineral, o que pode ser atribuído a grande complexidade e pouca compreensão a respeito do assunto. Este fato motivou o desenvolvimento desta pesquisa, que teve como objetivo estudar a aplicabilidade da agregação hidrofóbica para auxiliar a flotação dos minerais sulfetados de zinco e de chumbo com granulometria inferior a 16μm, presentes na planta de beneficiamento da unidade de Vazante da Votorantim Metais. Primeiramente, foram feitos estudos fundamentais com amostras dos minerais galena e esfalerita. Em seguida, foram realizados ensaios, em escala de bancada, com o minério sulfetado. Foram utilizados o amil xantato e propil xantato como reagentes coletores e o MIBCOL como espumante. Para cada reagente coletor foi analisada a influência da velocidade de agitação e do pH. Os resultados mostraram que a agregação hidrofóbica relacionou-se com a hidrofobicidade das partículas e não diminui com o aumento das cargas superficiais, fato que contraria a teoria DLVO. Além disso, a agregação das partículas de galena aumentou em meio básico. Nos testes de flotação não convencional com o minério, observou-se um aumento significativo na recuperação metalúrgica do chumbo, sendo a diferença para a flotação convencional chegou a 73,6% no teste realizado com amil xantato, 2200 rpm e 10 minutos. Dentre as variáveis analisadas, a velocidade de rotação foi a variável que teve maior efeito na recuperação tanto do chumbo quanto do zinco. A adição de óleo diesel prejudicou a recuperação do chumbo e o tempo de condicionamento do coletor foi o fator que menos influenciou os resultados. A análise dos resultados, permitiu concluir que a agregação hidrofóbica é uma técnica promissora para a recuperação de particulas finas de sulfeto de zinco e chumbo. ______________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: The mining activities evolution has driven implementation of new concepts to process ores with low grades and small size particle liberation. Several alternative techniques have been developed, among which the hydrophobic aggregation should be emphasized. In this process selective hydrophobization is induced by collectors that adsorb onto desired minerals forming aggregates able to adhere to air bubbles and to be recovered by flotation. Despite the great potential, this process still has restricted application in the mineral industry, due to the great complexity and little understanding about this technique, thus motivating the development of this research, which aimed to study the applicability of hydrophobic aggregation to assist flotation of sulphide minerals of zinc and lead with particle size below 16μm, present in the pulp of the the processing plant unit of Votorantim Metais Zinc. The experiments were conducted at the University of Ouro Preto. Firstly, fundamental studies were performed with samples of galena and sphalerite minerals. Then, bench tests were carried out with the sulfide ore. Amyl xanthate and propyl xanthate and diesel were used as collector and MIBCOL as frother. For each collector reagent were analyzed the influence of pH and agitation speed. The experimental results showed that the hydrophobic flocculation was closely correlated with the particle hydrophobicity, but was not lowered upon increasing the particle surface charges due to collector adsorption, which is contrary to the DLVO theory. This flocculation has been observed to increase in alkaline media. From the ore flotation results, it was observed a significant increase in metallurgical recovery of lead, the difference to conventional flotation reaching 73.6 % in the test performed with amyl xanthate, 2200 rpm and 10 minutes. Among the variables analyzed, the speed of rotation was the variable that had greater effect on recovery of lead and zinc. The addition of diesel oil has lowered lead recovery and conditioning time was the factor that less influenced the results. The analysis of the results allowed concluding that the hydrofobic aggregation is a promising technique for recovering fine particles of zinc and lead sulfide.

Programa de Pós-Graduação em Engenharia Mineral. Departamento de Engenharia de Minas. Escola de Minas, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2015-04-24T19:21:07Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_AvaliaçãoDisposiçãoMoinhos.pdf: 1850230 bytes, checksum: 24ab516ec0ccf3b725451debaeab13ce (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2015-04-29T17:42:58Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_AvaliaçãoDisposiçãoMoinhos.pdf: 1850230 bytes, checksum: 24ab516ec0ccf3b725451debaeab13ce (MD5) / Made available in DSpace on 2015-04-29T17:42:58Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_AvaliaçãoDisposiçãoMoinhos.pdf: 1850230 bytes, checksum: 24ab516ec0ccf3b725451debaeab13ce (MD5) Previous issue date: 2015 / A necessidade de liberação do mineral minério para concentração fez da moagem operação unitária fundamental para produção de concentrados a partir de minérios de baixos teores. Esse estudo teve como objetivo avaliar e comparar dois circuitos de moagem em uma usina de minério de ferro com capacidade de produção de 12Mta de pellet feed para redução direta, a partir de ROM composto basicamente por Itabirito Compacto. Foram avaliados os dois circuitos de moagem instalados na usina industrial, um circuito de moagem com dois moinhos dispostos em série, o primeiro moinho operando em circuito aberto e o segundo em circuito fechado reverso. O segundo circuito analisado foi com a operação dos dois moinhos em paralelo, ambos em circuito fechado direto. A primeira etapa do trabalho foi caracterização do minério ao longo da mina. A segunda etapa foi avaliação da operação atual através de dados industriais, balanço de massa e simulação buscando maximização de taxa horária de alimentação com a manutenção do P80 em 0,106mm. Foram coletados dados da operação durante 30 dias e foi realizado amostragem do circuito industrial de moagem. A simulação foi realizada utilizando o JKSimMet 6.0.1, após o fechamento do balanço de massa e calibração dos modelos. Foi utilizado o modelo do Misturador Perfeito para a simulação dos moinhos e Nageswarao para hidrociclones. A análise mineralógica mostrou que a jazida é composta por 55,5% de hematitas compactas, 25,4% de quartzo livre e 15,4% de quartzo misto. Em menores quantidades estão presentes goethita e goethita terrosa. O quartzo misto está presente em todas as frações granulométricas. O consumo energético médio da jazida estimado por ensaios de WI foi de 7,80kWh/t. O teste industrial mostrou que o circuito em paralelo gerou 25% a menos de lama e teve taxa horária de alimentação da flotação 2,8% maior do que o circuito em série. Nenhum circuito gerou menor quantidade de partículas maiores que 0,15mm. Além disso o circuito em paralelo proporcionou 8,3% de redução no consumo de energia, por operar com uma bateria de hidrociclones a menos do que o circuito em série. A simulação indica possibilidade de aumento da taxa alimentada com ajuste de % de sólidos, diâmetro de apex e vortex e redução do diâmetro dos corpos moedores. ________________________________________________________________________ / ABSTRACT: For being concentrated, the valuables minerals must be liberated from non valuables minerals. For this reason, grinding becomes one of the most important unitary operations, mainly for producing concentrate from low grade ores. The main objective of this study was to evaluate and compare two grinding circuits in an iron ore pellet plant with plant capacity of 12Mtpy of pellet feed for direct reduction, from a ROM mainly composed by compact itabirite. Two grinding circuits installed in one industrial plant were considered: one grinding circuit where there are two grinding mills installed in series, one operating in open circuit, and the second one in reverse closed circuit. The second circuit was considering two grinding mills operating in parallel, both in direct closed circuit. The first step of the study was the ore characterization through the mine. The Second step was to evaluate the current operation through industrial data, mass balance and simulation, seeking maximization of the throughput with P80 of 0.106mm. Operation data were collected during 30 days and a sampling campaign was done in the industrial grinding circuit. The simulation was done using JKSimMet 6.0.1, after the mass balance and models calibration. The Perfect Mixer Model was considered for simulating the mills and Nageswarao for hydrocyclones. The mineralogical analysis showed that the deposit consists of 55.5% of compact hematite, 25.4% of free quartz and 15.4% none liberated quartz. Goethite and earthy goethite are also considered in small portions. The none liberated quartz is present in all size fractions. The energy consumption estimated by WI tests was 7.80kWh/t. The Current operation evaluation showed that parallel circuit produced 25% less slimes than the parallel circuit and had 2.8% more throughput in the flotation feed. No circuit provided less amount of coarser particles (>0,15mm). The parallel circuit also saved 8.3% of energy by not using one hidrocyclone battery. The simulation indicates possible gain of throughput by adjusting the % of solids, apex and vortex diameter and reduction of the grinding media.

A influência do tamanho de partícula tem sido foco de décadas de estudos na flotação de minérios. O desempenho diminui tanto para partículas minerais (sulfetos-oxi-minerais) finas-F (37-13 μm) e ultrafinas-UF (<13 μm) como para as grossas (>149 μm), devido a muitos fatores, principalmente de ordem física-hidrodinâmica. Existe consenso de que as baixas recuperações na flotação das partículas F-UF ocorrem pela reduzida eficiência da captura (colisão+adesão) pelas bolhas (800-2000 μm) e no caso das grossas por problemas de capacidade de transporte dessas bolhas em relação à massa e também ao baixo grau de liberação. A presente tese de doutorado visa realizar uma análise técnica da situação das tendências atuais, e estudar alternativas emergentes e em fase de validação para a recuperação de partículas finas e ultrafinas e grossas em sistemas minerais selecionados. Para tanto, foi analisada a eficiência da técnica de floto-elutriação (FE), comparativa à flotação convencional (FC), de partículas F-UF, intermediárias (+74-149 μm) e grossas de um minério sulfetado de cobre. Contrário ao esperado, a FE (equipamento HydroFloatTM) apresentou recuperações metalúrgicas similares à FC nos casos de granulometrias com amplas distribuições de tamanho (P80: 130, 240 e 280 μm). Entretanto, as recuperações nas frações classificadas (FCl) em +297 μm e -297+210 μm foram 25 % maiores na FE do que na FC, principal vantagem da FE. As partículas (portadoras de Cu) mais grossas (>297 μm) não foram recuperadas na FC. No caso das frações finas, o arraste hidráulico na FE permitiu uma boa recuperação, mas não nas frações intermediárias, principalmente devido ao baixo holdup de ar nessa célula (<3,2 ±0,9 % volume ar/líquido). Em função disso, foram realizados estudos de otimização da eficiência operacional via injeção de bolhas de ar complementar ao sistema existente na FE. Com o aumento do holdup de ar para 11,0 (±0,2) %, os resultados, de acordo com a anterior hipótese, mostraram uma maior recuperação das frações de tamanho intermediário, especialmente nas frações com P80 igual a 130 μm. Finalmente, em função do elevado arraste mecânico da água de elutriação, os teores obtidos em todos os casos foram extremamente baixos comparados com a FC. Os resultados permitem concluir que a técnica de floto-elutriação precisa ser mais desenvolvida, apresenta muitas limitações e deve ser ajustada para cada minério. Por outro lado, no tratamento de partículas finas e ultrafinas, foram validadas técnicas de condicionamento em alta intensidade (CAI) e com injeção de micro e nanobolhas (200 nm - 100 μm), na recuperação de partículas F-UF de um minério sulfetado de cobre (Cu) e ouro (Au) entre as diversas técnicas e condições aplicadas. Os estudos foram realizados comparativamente a um ensaio padrão (STD) com duas amostras de granulometrias distintas, uma mais grossa (P80~190 μm) e outra mais fina (P80~100 μm). Os melhores resultados obtidos foram aumentos de 10 % da recuperação metalúrgica de Cu e Au com o CAI e 6 % (Au) com as bolhas pequenas para a amostra mais grossa, e até 22 % de recuperação de metalúrgica de Cu e 8 % de Au com CAI para a amostra mais fina. Esses resultados mostram o potencial dessas técnicas na melhor flotação de frações F-UF, validam resultados anteriores e o embasamento teórico do aumento da probabilidade captura das partículas pelas bolhas. Os resultados da análise das técnicas selecionadas e a pesquisa do estado da arte permitiram concluir que diversas ações e alternativas devem ser consideradas, na redução das perdas minerais nas frações finas e grossas, juntamente com uma maior celeridade da transferência tecnológica da pesquisa ao setor produtivo, visando minimizar perdas, energia e custos operacionais. / The influence of particle size has been the focus of decades of studies on ore flotation. The performance decreases for both mineral particles (sulfides-oxi-minerals) fine-F (37-13 μm) and ultrafine-UF (<13 μm) and coarse (>149 μm), due to many factors, physics-hydrodynamics. There is a consensus that the low recoveries in the flotation of F-UF particles occur due to the reduced capture efficiency (collision + adhesion) by the bubbles (800-2000 μm) and in the case of the coarse ones due to problems of transport capacity of these bubbles in relation to the mass and also to the low degree of liberation. This PhD thesis aims to carry out a technical analysis of current trends and to study emerging and validation alternatives for the recovery of fine and ultrafine and coarse particles in selected mineral systems. For this purpose, the floto-elutriation (FE) technique, compared to the conventional flotation (CF), of F-UF particles, intermediate (+74-149 μm) and coarse sulphate copper ore was analyzed. Contrary to expected, the FE (HydroFloatTM equipment) presented metallurgical recoveries similar to CF in cases with large particle size distributions (P80: 130, 240 and 280 μm). However, the recoveries in the fractions classified (FCl) by +297 μm and -297 + 210 μm were 25 % higher in FE than in CF, the main advantage of FE. The coarser particles (>297 μm) were not recovered in the CF. In the case of fine fractions, the hydraulic drag in the FE allowed a good recovery, but not in the intermediate fractions, mainly due to the low holdup of air in this cell (<3.2 ±0.9 % air/liquid volume). As a result, studies were carried out to optimize the operational efficiency by injecting air bubbles complementary to the existing FE system. With the increase of the air holdup to 11.0 (± 0.2) %, the results, according to the previous hypothesis, showed a greater recovery of the fractions of intermediate size, especially in the fractions with P80 equal to 130 μm . Finally, due to the high mechanical drag of the elutriation water, the contents obtained in all cases were extremely low compared to the CF. The results allow to conclude that the floto-elutriation technique needs to be more developed, has many limitations and must be adjusted for each ore. On the other hand, in the treatment of fine and ultrafine particles, high intensity conditioning techniques (HIC) and with micro and nanobubble injection (200 nm - 100 μm) were validated in the recovery of F-UF particles from a sulfide copper (Cu) and gold (Au) ore among the various techniques and conditions applied. The studies were performed in comparison to a standard test (STD) with two samples; one with large particle size distribution, one coarser (P80 ~ 190 μm) and one finer (P80 ~ 100 μm). The best results were 10 % increases in the Cu and Au metallurgical recovery with the HIC and 6 % (Au) with the small bubbles for the coarser sample, and up to 22 % of metallurgical recovery of Cu and 8 % of Au with HIC for the finer sample. These results show the potential of these techniques in the best flotation of F-UF fractions, validate previous results and the theoretical basis of the increase in the probability of capture of the particles by the bubbles. The results of the analysis of the selected techniques and the research of the state of the art allowed concluding that several actions and alternatives should be considered in the reduction of mineral losses in the fine and coarse fractions. More, this should be accompanied with a faster technological transference of the research to the productive sector, aiming to minimize losses, energy and operating costs.

Pilhas de homogeneização são amplamente utilizados na indústria mineira para a redução da variabilidade nos teores de alimentação das plantas de beneficiamento. Vários métodos são encontrados para projetar pilhas de homogeneização e a maioria deixa de incorporar a variabilidade in situ intrínseca do depósito mineral. A metodologia proposta combina pilhas longitudinais e simulação geoestatística para emular a variabilidade dos teores in situ e da pilha retomada. A redução da variabilidade em pilhas de homogeneização é baseada na relação volume-variância, ou seja, quanto maior for o suporte, menor será a variabilidade. Baseado em uma seqüência de lavra pré-definida para selecionar os blocos que formarão cada pilha para cada modelo de blocos simulado, as flutuações dos teores derivadas das pilhas reais podem ser simuladas. Estas pilhas são caracterizadas por sua forma, tamanho (comprimento e altura) e o número de camadas. Usando esta metodologia pode-se avaliar, dentro de um determinado período de tempo, a variação de teores esperada para vários tamanhos de pilhas e também a variabilidade interna dos teores quando dada pilha for retomada. Resultados de um estudo de caso em duas grandes minas de ferro operadas pela Vale mostraram a adequação e a funcionalidade do método. É demonstrada a taxa de redução de variabilidade com o aumento do tamanho da pilha e também a relação entre a variabilidade interna de teores de um dado tamanho de pilha, com diferentes números de camadas usadas. / Homogenization piles are largely used in the mining industry for variability reduction in the head grades feeding the processing plants. Various methods are applied for homogenization piles design and most fail to incorporate the in situ grade variability of a mineral deposit. The methodology proposed combines longitudinal piles and geostatistical simulation to emulate the in situ and the pile reclaimed grade variability. Variability reduction in large piles is based on the volume-variance relationship, i.e. the larger is the support the smaller is the variability. Based on a pre-defined mining sequence to select the blocks that will form each pile for each simulated block model, the statistical fluctuation of the grades derived from real piles can be simulated. These piles are characterized by their form, size (length and height) and number of layers. Using this methodology, one can evaluate within a certain time period the expected grade variability for various pile size and also the internal grade variability when a given pile is reclaimed. Results from a case study at two large iron mines operated by Vale proved the adequacy and functionality of the method. It is demonstrated the rate of variability decrease as the pile size increases and also the relation between the internal grade variability to a given pile size, as different number of layers are used.

Pilhas de homogeneização são amplamente utilizados na indústria mineira para a redução da variabilidade nos teores de alimentação das plantas de beneficiamento. Vários métodos são encontrados para projetar pilhas de homogeneização e a maioria deixa de incorporar a variabilidade in situ intrínseca do depósito mineral. A metodologia proposta combina pilhas longitudinais e simulação geoestatística para emular a variabilidade dos teores in situ e da pilha retomada. A redução da variabilidade em pilhas de homogeneização é baseada na relação volume-variância, ou seja, quanto maior for o suporte, menor será a variabilidade. Baseado em uma seqüência de lavra pré-definida para selecionar os blocos que formarão cada pilha para cada modelo de blocos simulado, as flutuações dos teores derivadas das pilhas reais podem ser simuladas. Estas pilhas são caracterizadas por sua forma, tamanho (comprimento e altura) e o número de camadas. Usando esta metodologia pode-se avaliar, dentro de um determinado período de tempo, a variação de teores esperada para vários tamanhos de pilhas e também a variabilidade interna dos teores quando dada pilha for retomada. Resultados de um estudo de caso em duas grandes minas de ferro operadas pela Vale mostraram a adequação e a funcionalidade do método. É demonstrada a taxa de redução de variabilidade com o aumento do tamanho da pilha e também a relação entre a variabilidade interna de teores de um dado tamanho de pilha, com diferentes números de camadas usadas. / Homogenization piles are largely used in the mining industry for variability reduction in the head grades feeding the processing plants. Various methods are applied for homogenization piles design and most fail to incorporate the in situ grade variability of a mineral deposit. The methodology proposed combines longitudinal piles and geostatistical simulation to emulate the in situ and the pile reclaimed grade variability. Variability reduction in large piles is based on the volume-variance relationship, i.e. the larger is the support the smaller is the variability. Based on a pre-defined mining sequence to select the blocks that will form each pile for each simulated block model, the statistical fluctuation of the grades derived from real piles can be simulated. These piles are characterized by their form, size (length and height) and number of layers. Using this methodology, one can evaluate within a certain time period the expected grade variability for various pile size and also the internal grade variability when a given pile is reclaimed. Results from a case study at two large iron mines operated by Vale proved the adequacy and functionality of the method. It is demonstrated the rate of variability decrease as the pile size increases and also the relation between the internal grade variability to a given pile size, as different number of layers are used.

Estudou-se nesse trabalho a influência da adição de líquidos (água e álcool etílico) na redução direta de pelotas hematíticas com redutor sólido nas temperaturas de 950, 1000 e 1050°C. Pesquisou-se a influência da adição desses líquidos sobre a velocidade de redução do minério (através do grau de redução) e sobre a variação de volume ocorrida nas pelotas durante a redução (através de variação de diâmetro e observações em microscópio ótico e eletrônico). Paralelamente estudou-se a influência do teor de cinzas do carvão sobre sua reatividade, através de testes de redução de pelotas com carvões desgaseificados e não desgaseificados e também testes de gaseificação dos carvões, todos a 950°C. Os ensaios foram realizados em reatores aquecidos por forno elétrico. Empregaram-se carvões da mina Butiá Recreio (RS) de 35% de cinzas (desgaseificados) nos testes com adição de líquidos e carvões da mina de Leão (RS) lavados, com diversos teores de cinzas e não lavados (R.O.M.). Concluiu-se que a adição de líquidos aumenta a redução das pelotas e proporciona diminuição do inchamento. Verificou-se que utilizando-se carvões previamente desgaseificados não houve considerável influência do teor de cinzas sobre a reatividade, entretanto com carvão não desgaseificados esta influência tornou-se significativa. / The influence of addition of liquids (water and ethylic alcohol) in the direct reduction of haematite pellets with solid reductor in the temperatures of 950, 1000 and 1050°C has been studied. The influence of the addition of these liquids upon the reduction velocity (through the reduction grad) and the volume modification ocurred on the pellets during the reduction (through diameter variation and observation with optical and electronic microscope). At the same time the influence of the ash content on the reactivity, through tests of direct reduction of pellets with char and coal and also tests of gaseification all at 950°C. The test were performed with reactors heated in electric oven. The used coals were Butiá-Recreio (RS mine with 35% ashes (tests with liquids addition) and Leão mine (RS) wasked with differents ashes contents and ROM. It was concluded that liquid addition increases the pellets reduction while decreases the swelling. It was verified that with char there was not remakable influence of ash content upon reactivity. Althought with coal this influence turned to be significant.

A influência do tamanho de partícula tem sido foco de décadas de estudos na flotação de minérios. O desempenho diminui tanto para partículas minerais (sulfetos-oxi-minerais) finas-F (37-13 μm) e ultrafinas-UF (<13 μm) como para as grossas (>149 μm), devido a muitos fatores, principalmente de ordem física-hidrodinâmica. Existe consenso de que as baixas recuperações na flotação das partículas F-UF ocorrem pela reduzida eficiência da captura (colisão+adesão) pelas bolhas (800-2000 μm) e no caso das grossas por problemas de capacidade de transporte dessas bolhas em relação à massa e também ao baixo grau de liberação. A presente tese de doutorado visa realizar uma análise técnica da situação das tendências atuais, e estudar alternativas emergentes e em fase de validação para a recuperação de partículas finas e ultrafinas e grossas em sistemas minerais selecionados. Para tanto, foi analisada a eficiência da técnica de floto-elutriação (FE), comparativa à flotação convencional (FC), de partículas F-UF, intermediárias (+74-149 μm) e grossas de um minério sulfetado de cobre. Contrário ao esperado, a FE (equipamento HydroFloatTM) apresentou recuperações metalúrgicas similares à FC nos casos de granulometrias com amplas distribuições de tamanho (P80: 130, 240 e 280 μm). Entretanto, as recuperações nas frações classificadas (FCl) em +297 μm e -297+210 μm foram 25 % maiores na FE do que na FC, principal vantagem da FE. As partículas (portadoras de Cu) mais grossas (>297 μm) não foram recuperadas na FC. No caso das frações finas, o arraste hidráulico na FE permitiu uma boa recuperação, mas não nas frações intermediárias, principalmente devido ao baixo holdup de ar nessa célula (<3,2 ±0,9 % volume ar/líquido). Em função disso, foram realizados estudos de otimização da eficiência operacional via injeção de bolhas de ar complementar ao sistema existente na FE. Com o aumento do holdup de ar para 11,0 (±0,2) %, os resultados, de acordo com a anterior hipótese, mostraram uma maior recuperação das frações de tamanho intermediário, especialmente nas frações com P80 igual a 130 μm. Finalmente, em função do elevado arraste mecânico da água de elutriação, os teores obtidos em todos os casos foram extremamente baixos comparados com a FC. Os resultados permitem concluir que a técnica de floto-elutriação precisa ser mais desenvolvida, apresenta muitas limitações e deve ser ajustada para cada minério. Por outro lado, no tratamento de partículas finas e ultrafinas, foram validadas técnicas de condicionamento em alta intensidade (CAI) e com injeção de micro e nanobolhas (200 nm - 100 μm), na recuperação de partículas F-UF de um minério sulfetado de cobre (Cu) e ouro (Au) entre as diversas técnicas e condições aplicadas. Os estudos foram realizados comparativamente a um ensaio padrão (STD) com duas amostras de granulometrias distintas, uma mais grossa (P80~190 μm) e outra mais fina (P80~100 μm). Os melhores resultados obtidos foram aumentos de 10 % da recuperação metalúrgica de Cu e Au com o CAI e 6 % (Au) com as bolhas pequenas para a amostra mais grossa, e até 22 % de recuperação de metalúrgica de Cu e 8 % de Au com CAI para a amostra mais fina. Esses resultados mostram o potencial dessas técnicas na melhor flotação de frações F-UF, validam resultados anteriores e o embasamento teórico do aumento da probabilidade captura das partículas pelas bolhas. Os resultados da análise das técnicas selecionadas e a pesquisa do estado da arte permitiram concluir que diversas ações e alternativas devem ser consideradas, na redução das perdas minerais nas frações finas e grossas, juntamente com uma maior celeridade da transferência tecnológica da pesquisa ao setor produtivo, visando minimizar perdas, energia e custos operacionais. / The influence of particle size has been the focus of decades of studies on ore flotation. The performance decreases for both mineral particles (sulfides-oxi-minerals) fine-F (37-13 μm) and ultrafine-UF (<13 μm) and coarse (>149 μm), due to many factors, physics-hydrodynamics. There is a consensus that the low recoveries in the flotation of F-UF particles occur due to the reduced capture efficiency (collision + adhesion) by the bubbles (800-2000 μm) and in the case of the coarse ones due to problems of transport capacity of these bubbles in relation to the mass and also to the low degree of liberation. This PhD thesis aims to carry out a technical analysis of current trends and to study emerging and validation alternatives for the recovery of fine and ultrafine and coarse particles in selected mineral systems. For this purpose, the floto-elutriation (FE) technique, compared to the conventional flotation (CF), of F-UF particles, intermediate (+74-149 μm) and coarse sulphate copper ore was analyzed. Contrary to expected, the FE (HydroFloatTM equipment) presented metallurgical recoveries similar to CF in cases with large particle size distributions (P80: 130, 240 and 280 μm). However, the recoveries in the fractions classified (FCl) by +297 μm and -297 + 210 μm were 25 % higher in FE than in CF, the main advantage of FE. The coarser particles (>297 μm) were not recovered in the CF. In the case of fine fractions, the hydraulic drag in the FE allowed a good recovery, but not in the intermediate fractions, mainly due to the low holdup of air in this cell (<3.2 ±0.9 % air/liquid volume). As a result, studies were carried out to optimize the operational efficiency by injecting air bubbles complementary to the existing FE system. With the increase of the air holdup to 11.0 (± 0.2) %, the results, according to the previous hypothesis, showed a greater recovery of the fractions of intermediate size, especially in the fractions with P80 equal to 130 μm . Finally, due to the high mechanical drag of the elutriation water, the contents obtained in all cases were extremely low compared to the CF. The results allow to conclude that the floto-elutriation technique needs to be more developed, has many limitations and must be adjusted for each ore. On the other hand, in the treatment of fine and ultrafine particles, high intensity conditioning techniques (HIC) and with micro and nanobubble injection (200 nm - 100 μm) were validated in the recovery of F-UF particles from a sulfide copper (Cu) and gold (Au) ore among the various techniques and conditions applied. The studies were performed in comparison to a standard test (STD) with two samples; one with large particle size distribution, one coarser (P80 ~ 190 μm) and one finer (P80 ~ 100 μm). The best results were 10 % increases in the Cu and Au metallurgical recovery with the HIC and 6 % (Au) with the small bubbles for the coarser sample, and up to 22 % of metallurgical recovery of Cu and 8 % of Au with HIC for the finer sample. These results show the potential of these techniques in the best flotation of F-UF fractions, validate previous results and the theoretical basis of the increase in the probability of capture of the particles by the bubbles. The results of the analysis of the selected techniques and the research of the state of the art allowed concluding that several actions and alternatives should be considered in the reduction of mineral losses in the fine and coarse fractions. More, this should be accompanied with a faster technological transference of the research to the productive sector, aiming to minimize losses, energy and operating costs.

Programa de Pós-Graduação em Engenharia Mineral. Departamento de Engenharia de Minas, Escola de Minas, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Maurílio Figueiredo (maurilioafigueiredo@yahoo.com.br) on 2014-07-24T18:35:42Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 23148 bytes, checksum: 9da0b6dfac957114c6a7714714b86306 (MD5) DISSERTAÇÃO_ EstudoFlotaçãoFinos.pdf: 2978949 bytes, checksum: 66a7a6a4f0fa8c29aa421f42949507f6 (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2014-07-25T18:03:29Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 23148 bytes, checksum: 9da0b6dfac957114c6a7714714b86306 (MD5) DISSERTAÇÃO_ EstudoFlotaçãoFinos.pdf: 2978949 bytes, checksum: 66a7a6a4f0fa8c29aa421f42949507f6 (MD5) / Made available in DSpace on 2014-07-25T18:03:29Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 23148 bytes, checksum: 9da0b6dfac957114c6a7714714b86306 (MD5) DISSERTAÇÃO_ EstudoFlotaçãoFinos.pdf: 2978949 bytes, checksum: 66a7a6a4f0fa8c29aa421f42949507f6 (MD5) Previous issue date: 2012 / Visando verificar a possibilidade da utilização de flotação catiônica para concentrar os finos de minério sílico-carbonatado de Morro da Mina, foram efetuados estudos de microflotação dos minerais rodonita (MnSiO3 ), rodocrosita sintética (MnCO3.xH2O) e quartzo (SiO2), usando acetato de eteramina e diversos tipos de depressores [silicato de sódio, fluorsilicato de sódio, quebracho e amido de milho], no pH 10 e na dosagem de 5 mg/L de amina, que foi a condição de máxima flotabilidade da rodonita (90%). Nestas condições, as flotabilidades do quartzo e da rodocrosita foram de 75 e 21%, respectivamente. Dos depressores testados, o silicato de sódio foi mais eficiente na depressão do quartzo do que da rodonita, para dosagens até 10 mg/L. As flotabilidades da rodonita e quartzo foram similares com o fluorsilicato de sódio. Não se verificou nenhum efeito do Floatan M3 na depressão da rodonita. O amido de milho foi mais eficaz na depressão do quartzo do que da rodonita. MnCl2 deprimiu tanto o quartzo quanto a rodonita, sendo mais efetivo na depressão da rodonita para todas as dosagens testadas. Os valores de potencial zeta de todos os três minerais condicionados com amina tornaram-se positivos, devido à adsorção específica das espécies ionomoleculares do reagente sobre as superfícies dos mesmos. No pH 10, verificou-se a reversão do potencial zeta de negativo para positivo dos minerais estudados devido a adsorção química dos íons Mn(OH)+, presentes na solução. Neste valor de pH verificou-se também a formação da espécie coloidal MnO(OH)2. Pelo fato do minério de Morro da Mina possuir minerais levemente solúveis (rodocrosita, dolomita, magnesita e huntita), os íons Ca2+, Mg2+ e Mn2+ presentes na polpa formaram hidroxocomplexos [Ca(OH)+ Mg(OH)+ e Mn(OH)+], que se adsorveram quimicamente sobre as superfícies dos silicatos, tornando-as positivas, e evitando a adsorção dos cátions eteramônio sobre as mesmas. Foi observado o fenômeno de slime coating devido ao MnO(OH)2 coloidal presente na polpa, o que explicou a impossibilidade da concentração deste minério usando flotação catiônica. __________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: In order to verify the possibility to concentrate the fines of silicate-carbonated ore from Morro da Mina by cationic flotation, microflotation tests were carried out with the minerals rhodonite (MnSiO3), synthetic rhodochrosite (MnCO3.xH2O) and quartz (SiO2), using ether amine and several depressants [sodium silicate, sodium fluorsilicate, quebracho - Floatan M3 and corn starch] at the condition of maximum floatability of rhodonite (90%) [pH 10 and dosage of 5 mg /L of amine]. In this condition, the quartz and rhodochrosite floatabilities were 75 and 21%, respectively. Among the depressants tested, the sodium silicate was more efficient to depress the mineral quartz compared with rhodonite up 10 mg /L of sodium silicate. The floatability of the rhodonite and quartz had been similar with the sodium fluorsilicate. The Floatan M3 did not have any depressant effect on rhodonite. The corn starch was more efficient to depress quartz than rhodonite. The MnCl2 depressed both minerals rhodonite and quartz. This effect was higher for rhodonite mineral compared with quartz in the same conditions. The zeta potential values of all three minerals conditioned with amine become positive due to the specific adsorption of the reagent species ion molecular on their surfaces. At pH 10 it was verified the potential zeta reversion of negative sign to positive sign of the studied minerals [rhodonite, rhodochrosite and quartz] due the chemical adsorption of the ions Mn(OH)+ present in the solution. In this value of pH the formation of the colloidal species MnO(OH)2 was also verified. The ore from Morro da Mina possess lightly soluble minerals [rhodochrosite, dolomite, magnesite and huntite]. So, ions Ca2+, Mg2+ and Mn2+ present in the pulp had formed hydroxy complexes [Ca(OH)+, Mg(OH)+ and Mn(OH)+]. The hydroxy complexes were chemically adsorbed on the surfaces of silicates that became positive, which avoided the adsorption of ether ammonium cations on mineral surfaces. It was observed the slime coating phenomenon due to MnO(OH)2 colloid present in the pulp, which explains the impossibility of the concentration of the fines of silicate-carbonated ore from Morro da Mina by cationic flotation.

Programa de Pós-Graduação em Evolução Crustal e Recursos Naturais. Departamento de Geologia. Escola de Minas, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Marise Leite (marise_mg@yahoo.com.br) on 2016-03-28T15:02:55Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 21267 bytes, checksum: 73e23c2acaaf13389e092bd813e3223d (MD5) DISSERTAÇÂO_ProcessoMoagemFormação.pdf: 10106126 bytes, checksum: 50b578237fd79b083552149b0867346f (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2016-04-05T14:02:05Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 21267 bytes, checksum: 73e23c2acaaf13389e092bd813e3223d (MD5) DISSERTAÇÂO_ProcessoMoagemFormação.pdf: 10106126 bytes, checksum: 50b578237fd79b083552149b0867346f (MD5) / Made available in DSpace on 2016-04-05T14:02:05Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 21267 bytes, checksum: 73e23c2acaaf13389e092bd813e3223d (MD5) DISSERTAÇÂO_ProcessoMoagemFormação.pdf: 10106126 bytes, checksum: 50b578237fd79b083552149b0867346f (MD5) Previous issue date: 2016 / O presente trabalho compreende um estudo sobre os processos de moagem e tratamento térmico de pelotas, no que tange as implicações microestruturais de minério de ferro no controle operacional, na obtenção das propriedades físicas das pelotas e na formação de fases que compõem sua microestrutura. Foram caracterizados os produtos de minério de ferro das minas de Brucutu, Fábrica Nova e Itabira, todas localizadas no Quadrilátero Ferrífero, os quais são processados no complexo pelotizador de Tubarão localizado em Vitória, no Espírito Santo. As características físicas como distribuição granulométrica e área superficial específica, as características mineralógicas como fases minerais, morfologia tridimensional de grão/partícula e microestruturas foram determinadas nos produtos de minério de ferro. Essas características também foram determinadas nas amostras que constituíram uma matriz de experimento, que por sua vez, foram elaboradas a partir de diferentes participações de produtos de minérios de ferro. As características físicas foram determinadas conforme procedimentos utilizados no complexo pelotizador de Tubarão e as características mineralógicas, além da microestrutura das pelotas tratadas termicamente, foram determinadas a partir microscópio óptico e microscópio eletrônico com o detetor de difração de elétrons retroespalhados. As características microestruturais dos minérios e os resultados dos testes de moagem em escala de bancada permitiram confirmar a relação estabelecida entre um indicador de eficiência (representado pelo fator k) e os tipos morfológicos identificados. Adicionalmente, as composições morfológicas das misturas determinaram a relação entre a obtenção de área superficial específica com a produção e consumo de energia elétrica dos moinhos, por meio do cálculo de um indicador aplicado na rotina industrial. Em seguida, as misturas geradas foram submetidas ao teste piloto de queima. Seções de pelotas queimadas foram avaliadas com base nas microestruturas descritas a partir do grau de maturação, na porosidade, nos teores de hematita e magnetita e de outras nove fases cristalinas identificadas. O grau de maturação final da pelota teve seu controle no perfil térmico do forno planejado conforme as características mineralógicas das misturas. Os resultados evidenciaram a relação inversa entre o teor de magnetita na mistura com o consumo de energia térmica. Adicionalmente, foi observado inversão dos resultados da resistência à compressão com a quantificação dos poros. O desenvolvimento da técnica EBSD foi determinante de forma inédita ao identificar as demais fases cristalinas além da hematita e magnetita. Os resultados de resistência à compressão também sugerem uma relação inversa com os teores de fayalita e magnetita não oxidada presentes na microestrutura da pelota. ________________________________________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: This work comprehends a study of the influence of the iron ore microstructure on the grinding process and heat treatment of oxide pellets regarding to the operational control. Iron ore products from the mines Brucutu, Fábrica Nova and Itabira, all located in the Quadrilátero Ferrífero (Brazil), were characterized. These products are used in Tubarão pelletizing complex, located in Vitória, Brazil. The physical characteristics of the grains/particles as size distribution and specific surface area; the mineralogical characteristics as mineral phases, three-dimensional morphology and their microstructures were determined. These characteristics were determined for the experiment matrix also, which in turn were prepared by mixing different percentage of iron ores products. The physical characteristics were determined according to the Tubarão pelletizing complex procedures. The mineralogical and morphological characteristics of the samples and the microstructure of the heat-treated oxide pellets were determined by optical and SEM microscopes with electron backscatter diffraction (EBSD). By the results of grinding tests in bench scale, it was possible to confirm the relationship of the grindability index (represented by K factor) and the morphological types identified. Moreover, the morphological composition of the mixtures was determinative to establish the relationship of the specific surface area results, industrial grinding production and consumption of electrical energy of the mills, by calculating a factor applied in industrial routine. Then, the ground mixtures were subjected to the pot grate testing. Transversal sections of pellets were evaluated based on the microstructures described from the degree of maturation, porosity, hematite and magnetite content and other crystalline phases identified. The final degree of maturation was controlled by the thermal profile; it was planned according to the mineralogical characteristics of the samples. The results have showed an inverse relationship between the magnetite content in the mixtures with the thermal energy consumption. In addition, it was observed a reversal profile of cold compression strength with the porosity. With the aid of the EBSD we were able to identify nine other crystalline phases in addition to hematite and magnetite. The cold compression strength results also suggest an inverse relationship with the contents of fayalita and magnetite-unoxidized present in the microstructure of pellet.

Estudou-se nesse trabalho a influência da adição de líquidos (água e álcool etílico) na redução direta de pelotas hematíticas com redutor sólido nas temperaturas de 950, 1000 e 1050°C. Pesquisou-se a influência da adição desses líquidos sobre a velocidade de redução do minério (através do grau de redução) e sobre a variação de volume ocorrida nas pelotas durante a redução (através de variação de diâmetro e observações em microscópio ótico e eletrônico). Paralelamente estudou-se a influência do teor de cinzas do carvão sobre sua reatividade, através de testes de redução de pelotas com carvões desgaseificados e não desgaseificados e também testes de gaseificação dos carvões, todos a 950°C. Os ensaios foram realizados em reatores aquecidos por forno elétrico. Empregaram-se carvões da mina Butiá Recreio (RS) de 35% de cinzas (desgaseificados) nos testes com adição de líquidos e carvões da mina de Leão (RS) lavados, com diversos teores de cinzas e não lavados (R.O.M.). Concluiu-se que a adição de líquidos aumenta a redução das pelotas e proporciona diminuição do inchamento. Verificou-se que utilizando-se carvões previamente desgaseificados não houve considerável influência do teor de cinzas sobre a reatividade, entretanto com carvão não desgaseificados esta influência tornou-se significativa. / The influence of addition of liquids (water and ethylic alcohol) in the direct reduction of haematite pellets with solid reductor in the temperatures of 950, 1000 and 1050°C has been studied. The influence of the addition of these liquids upon the reduction velocity (through the reduction grad) and the volume modification ocurred on the pellets during the reduction (through diameter variation and observation with optical and electronic microscope). At the same time the influence of the ash content on the reactivity, through tests of direct reduction of pellets with char and coal and also tests of gaseification all at 950°C. The test were performed with reactors heated in electric oven. The used coals were Butiá-Recreio (RS mine with 35% ashes (tests with liquids addition) and Leão mine (RS) wasked with differents ashes contents and ROM. It was concluded that liquid addition increases the pellets reduction while decreases the swelling. It was verified that with char there was not remakable influence of ash content upon reactivity. Althought with coal this influence turned to be significant.