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.

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.

Dissertação (mestrado)—Universidade de Brasília, Faculdade de Tecnologia, Departamento de Engenharia Civil e Ambiental, 2009. / Submitted by Albânia Cézar de Melo (albania@bce.unb.br) on 2011-02-21T15:42:36Z No. of bitstreams: 1 2009_JaquelineCarmoFerreira.pdf: 21294301 bytes, checksum: a64fd056055e1e5ca296af20667d2268 (MD5) / Approved for entry into archive by Guimaraes Jacqueline(jacqueline.guimaraes@bce.unb.br) on 2011-02-23T12:58:46Z (GMT) No. of bitstreams: 1 2009_JaquelineCarmoFerreira.pdf: 21294301 bytes, checksum: a64fd056055e1e5ca296af20667d2268 (MD5) / Made available in DSpace on 2011-02-23T12:58:46Z (GMT). No. of bitstreams: 1 2009_JaquelineCarmoFerreira.pdf: 21294301 bytes, checksum: a64fd056055e1e5ca296af20667d2268 (MD5) / A Companhia Vale extrai grande quantidade do minério de ferro que produz no Brasil, na mina de Carajás, Pará. No fim do processo de extração e deposição do minério nos pátios de armazenamento, o minério de ferro apresenta elevados valores de umidade o que aumenta os custos do transporte. No pátio de armazenamento, antes do transporte, o minério é depositado em pilhas com precárias condições de drenagem da base. Assim, a redução da umidade do minério nesta fase, ou durante o transporte para o porto de exportação pode gerar economias significativas, com importantes implicações econômicas. Este trabalho apresenta resultados de estudos laboratoriais para avaliar a utilização de geossintéticos como sistemas drenantes para reduzir o teor de umidade do minério. Geotêxteis não tecidos e geocompostos para drenagem foram testados em combinação com o minério de ferro. Parte do programa de ensaios de laboratório consistiu em ensaios de razão entre gradientes sob pressão, para investigar a compatibilidade entre os materiais geossintéticos filtrantes e o minério. Foram realizados testes especiais utilizando o equipamento de razão entre gradientes, onde diferentes valores de sucção foram aplicados com o auxílio de uma bomba de vácuo, com a intenção de se analisar a redução do teor de umidade do minério. Foram aplicadas tensões normais de até 2000 kPa, alguns ensaios com aplicação direta da carga total e alguns com estágios de 500 kPa. Os resultados obtidos demonstraram o potencial para a utilização de geossintéticos em sistemas de drenagem para reduzir a umidade contida. O uso combinado de geossintéticos e sucção foi capaz de reduzir a umidade do minério em até 50%. ______________________________________________________________________________ ABSTRACT / Vale Mining Company extracts a large amount of the iron production in Brazil from its mining plant at Carajás, in the state of Pará, Brazil. At the end of the extraction process and deposition inside the plant facilities, the mass of ore presents large values of moisture content that increases transportation costs. In the mining plant, prior to transportation, the ore is deposited in piles with poor drainage conditions at the base. Thus, reductions of ore moisture content at this stage or during transportation to the harbour for exportation can yield to significant savings, with substantial economical implications. This paper presents results of laboratory studies to assess the use of geosynthetics drainage systems to reduce ore moisture content. Nonwoven geotextiles and geocomposites for drainage were tested in combination with ore products with varying particle sizes. Part of the laboratory testing programme consisted of gradient ratio tests under pressure to investigate the compatibility between geotextile filter and ore. Special tests using the gradient ratio apparatus where varying values of suction were applied to the drainage layer were also carried out to investigate reductions on ore moisture content. Normal stresses up to 2000 kPa were applied to the ore-geotextile systems tested. The results obtained showed the potential for the use of geosynthetics drainage systems to reduce ore moisture content. The combined use of geotextile and suction was able to reduce ore moisture content by over 50%.

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.

Orientador : Carlos Kenichi Suzuki / Dissertação (mestrado) - Universidade Estadual de Campinas, Faculdade de Engenharia de Campinas / Made available in DSpace on 2018-07-16T09:49:11Z (GMT). No. of bitstreams: 1 Hummel_DanieleCristinadeAlmeida_M.pdf: 8063440 bytes, checksum: 14ad75c37d66c69fbce14ed23aea3b29 (MD5) Previous issue date: 1989 / Resumo: Neste trabalho foi realizado a caracterização das lascas de quartzo do Brasil, segundo defeitos estruturais (germinações, fraturas,inclusões) utilizando as técnicas de difração de raios-X, medidas de densidade e inspectoscopia óptica. A análise de impureza no quartzo foi realizada por espectrofotometria de absorção atômica (AAS), com métodos de alta confiabi1idade desenvolvidos pela primeira vez no país e complementada pelo estudo microtermométrico de inclusões. O conjunto de resultados obtidos forneceram um fundamento técnico-científico para a purificação do pó de quartzo, a partir de lascas, realizado envolvendo variadas condições de tempo, temperatura, tamanho de grãos, concentração e misturas ácidas ou aquosas em processo de lixiviação obtendo-se concentrações de Fe<0.1 ppm e Na<0.05 ppm. Os processo de lixiviação são utilizados em larga escala industrialmente, entretanto, este trabalho é uma iniciativa pioneira que inclui aspectos geológicos, propriedades e defeitos no material, e a eficiência de purificação por lixiviação aquosa e ácida dos pós de quartzo / Abstract: In this work, the caracterization of Brazilian lascas and their structure defects, such as twins, cracks, dislocations and fluid inclusions was carried out by X-ray diffraction, density measurement and optical microscopy. The quartz impurity content was analised by AAS using a high accuracy method which was used at first time in the Brazil. The fluid inclusion study was made by microthermometry. The results provided a backgrownd to study the quartz powder purification by lixiviation. The parameters, such as time, temperature, grain size, acid concentration and their mixture were used to evaluate the efficacy of the lixiviation. Some results obtained were Fe<0.1 ppm and Na<0.05 ppm. The lixiviation process have been usually used in the industries, however this work is the first study which covered the geological aspects of the quartz deposits, the lascas physicalchemical caracterization and the quartz powder purification by lixiviation with H2O and the acids HF, HCl and HNO3 / Mestrado / Mestre em Engenharia Mecânica

Programa de Pós-Graduação em Engenharia de Materiais. Rede Temática em Engenharia de Materiais, Pró-Reitoria de Pesquisa e Pós-Graduação, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2014-12-11T15:45:00Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 21174 bytes, checksum: b98541e59f955f816d2d78f2222e44c8 (MD5) DISSERTAÇÃO_DesenvolvimentoProcedimentoExperimental.pdf: 1430949 bytes, checksum: d9a4c025e2f63a75f359c42125db96ab (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2014-12-14T12:27:51Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 21174 bytes, checksum: b98541e59f955f816d2d78f2222e44c8 (MD5) DISSERTAÇÃO_DesenvolvimentoProcedimentoExperimental.pdf: 1430949 bytes, checksum: d9a4c025e2f63a75f359c42125db96ab (MD5) / Made available in DSpace on 2014-12-14T12:27:51Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 21174 bytes, checksum: b98541e59f955f816d2d78f2222e44c8 (MD5) DISSERTAÇÃO_DesenvolvimentoProcedimentoExperimental.pdf: 1430949 bytes, checksum: d9a4c025e2f63a75f359c42125db96ab (MD5) Previous issue date: 2014 / Este estudo investigou a lixiviação de minério oxidado de cobre da região norte do Brasil, com histórico de baixa dissolução em meio ácido. Inicialmente, foi aplicado o ensaio padrão de cobre solúvel sequencial a quatro amostras selecionadas e que envolveu as etapas de lixiviação ácida seguida de dissolução em meio contendo cianeto de sódio. Os resultados mostraram extrações incompletas de cobre seguindo esse procedimento, ou seja, entre 16,8% (amostra DH184-81) e 55,0% (amostra DH195-21) do cobre não foram lixiviados, sendo que a extração média de cobre foi de 60,5%, o que, em um contexto de reservas pequenas, não indicaria a possibilidade de extração econômica do cobre. Estudos mineralógicos indicaram que os portadores do cobre eram majoritariamente a biotita e oxi-hidróxidos de ferro e manganês. Com base nestas informações um procedimento experimental de diagnóstico de lixiviação foi proposto, envolvendo quatro etapas sequenciais de lixiviação do minério: (i) ácida, (ii) ácida redutora e (iii) duas etapas ácidas oxidantes. Na etapa ácida, as extrações de cobre foram variáveis na presença de HCl e os níveis do metal presentes no resíduo variaram entre 19,1% e 60,8%. A extração média desta etapa foi de 63,1% de cobre, similar à obtida no ensaio cobre sequencial. Na etapa redutora, observou-se a dissolução entre 25% a 30% do potássio e 20% a 25% do magnésio, similarmente à etapa ácida. A extração de manganês foi relevante para a amostra DH195-21, a qual não apresentou extração elevada do elemento na etapa de lixiviação ácida. A análise mineralógica do resíduo da etapa oxidante forte indicou a lixiviação parcial dos filossilicatos, ou seja, sua presença no resíduo da lixiviação proposto para amostras DH195-21, DH195-31 e DH186-27. Nesse caso, as extrações de cobre atingiram valores entre 88% (DH195-21) e 96% (DH184-81), indicando que grande parte do cobre era susceptível à extração por métodos hidrometalúrgicos, caso fossem seguidas condições físico-químicas favoráveis à dissolução dos minerais. Dessa forma, o acréscimo de uma etapa de lixiviação redutora permitiu a dissolução do cobre contido nos minerais de manganês, como ganhos importantes na extração global do elemento. ______________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: The current study sought to investigate the leaching of an oxidized copper having a history of low dissolution in acid media. Initially, the well-established sequential leaching test (comprising acid dissolution and cyanide leaching) was applied to four samples selected. The results showed incomplete metal extraction following this procedure because between 16.8% (sample DH184-81) and 55.0% (sample DH195-21) of copper in the samples was not leached and the average copper extraction was 60.5%. Thus, in the case of small reserves, such a result would not indicate the possibility of an economically feasible metal recovery. A mineralogical characterization showed biotite as well as iron- and manganese oxy-hydroxides as the main copper-bearing minerals. Based on such results, a new diagnostic leaching procedure comprising four sequential steps: (i) acid, (ii) reductive and (iii) two oxidizing leachings was proposed. In the first step, the copper content in the leaching residues ranged from 19.1% to 60.8%, whereas the average metal extraction was 63.1%, similarly to that achieved in the standard sequential leaching program. In the reductive step, the dissolution of either potassium or magnesium was in the 25% - 30% range. The extraction of manganese was relevant only for sample DH195-21 which showed low extraction in the previous acid leaching step. The analysis of the residue produced during oxidative leaching showed unleached phyllosilicates in samples DH195-21, DH195-31 and DH186-27 implying in a partial dissolution of this mineral. Nevertheless, by applying the diagnostic leaching procedure proposed herein the attained copper extractions ranged from 88% (DH195-21) to 96% (DH184-81), indicating that most of the copper in the ore could be leached if appropriate conditions were met. Therefore, copper in the manganese minerals was leached with the addition of a reductive leaching step, thus enhancing the overall copper extraction.

Este trabalho teve como objetivo estudar, em escala de laboratório, o tratamento de ultrafinos (lamas) de minério de ferro por flotação em coluna visando obter concentrados com características de pellet feed (~ 65 % Fe, ~ 3 % de alumina + sílica). A amostra de ultrafinos de minério de ferro (lamas) foi fornecida pela Vale - Mina do Pico/MG e obtida em uma planta piloto, usando o minério ROM, através de dois estágios de ciclonagem (o overflow do segundo estágio de ciclonagem foi coletado e espessado). Os resultados foram avaliados em termos de recuperação metalúrgica e teores de Fe e contaminantes SiO2 e Al2O3 (concentrados e rejeitos). A amostra foi caracterizada quanto à distribuição granulométrica (via difração laser), classificação por sedimentação (obtenção de alíquotas para análises granuloquímicas), composição química (fluorescência de raios-X) e composição mineralógica (difração de raios-X e microscopia eletrônica de varredura com análise mineralógica através do sistema QEMSCANTM). A distribuição de tamanho de partícula mostrou-se extremamente fina (Dsauter = 5 um), com 50 % da amostra (em volume) menor do que 3 um. A caracterização química da amostra mostrou 49 % de Fe, 10 % de sílica, e 9,2 % de alumina, assim como outros elementos em menor percentual como TiO2 (0,42 %), Mn (0,34 %), P (0,23 %), MgO (0,12 %) e CaO (0,08 %). A análise mineralógica indicou que os principais minerais portadores de ferro foram hematita e goethita, enquanto que caulinita, quartzo e gibbsita, foram os principais minerais de ganga. Análises de tamanho de partícula, químicas e mineralógicas, das frações separadas por sedimentação, mostraram que as frações “finas” (D90 = 22,1 μm, D50 = 11,9 μm, D10 = 5,4 μm; 14,7 % em massa) apresentaram elevadas proporções de hematita e quartzo, enquanto que as frações “coloidais” (D90 = 3,9 μm, D50 = 1,0 μm, D10 = 0,26 μm; 60,5 % em massa) apresentavam maiores proporções de caulinita e goethita. Estudos de MEV – QEMSCAN indicaram elevado grau de liberação da hematita e do quartzo na fração fina. A caulinita apresentou forte associação com a goethita e baixa liberação, principalmente na fração coloidal. Os estudos de flotação em coluna mostraram que tanto a flotação direta, quanto a flotação catiônica reversa, apesar de não atingirem os teores de pellet feed, foram capazes de enriquecer consideravelmente os ultrafinos (lamas) de minério de ferro. Os melhores resultados mostraram que, na flotação direta, utilizando as técnicas de condicionamento em alta intensidade (CAI) e a flotação extensora (EXT), é possível obter um concentrado com 62 % de Fe, 2 % de sílica, e 3,7 % de alumina, com 35,7 % de recuperação metalúrgica. Estudos de classificação pré-flotação reversa mostraram que é possível enriquecer os ultrafinos de minério de ferro para 56-57 % de Fe, com 4-5 % de alumina (35-43 % de recuperação metalúrgica). Os estudos de flotação reversa mostraram que, dependendo da eficiência de classificação, concentrados com teores da ordem de 60-64 % de Fe, 1,8-3,7 % de sílica e 1,9-3,8 % de alumina, com uma recuperação metalúrgica global entre 32-42%, podem ser obtidos. Os melhores resultados mostraram que, na flotação reversa utilizando o condicionamento em alta intensidade (CAI) e a flotação extensora (EXT), é possível obter um concentrado com 64 % de Fe, 1,8 % de sílica, e 1,9 % de alumina com 42,7 % de recuperação metalúrgica global. O efeito da flotação com bolhas geradas por reciclo de polpa também foi avaliado. Os resultados são discutidos em termos dos parâmetros físicos, químicos e físico-químicos relacionados à contaminação superficial, baixa seletividade na agregação/floculação e captura (partículas ultrafinas-bolha). / The aim of this work was to evaluate, at laboratory scale, the feasibility of producing pellet grade concentrate (~ 63% Fe and ~ 3% combined alumina and silica) by beneficiation of ultrafine iron ore tailing (slime) using column flotation. In order to assist the experimental investigations also was carried out a detailed characterization of the slime. The ultrafine iron ore tailing sample was provided by Vale - Pico Mine/MG and was obtained, by cycloning, in a two-stage classification circuit using the ROM ore (the overflow of the secondary cyclone was collected and thickened). The results were evaluated through metallurgical recoveries and grades of Fe and contaminants SiO2 and Al2O3 (concentrates and tailings). The characterization of the iron ore slime consisted of various methods, including size analysis (via laser diffraction), classification (sedimentation technique - in order to collect samples in each size range), chemical analysis (X-ray fluorescence) and mineralogical analysis (X-ray diffraction study and quantitative evaluation of mineralogy by scanning electron microscopy - QEMSCANTM system). Particle size measurements showed that the slime was extremely fine (Dsauter = 5 m) with substantial amount of particles below 3 m (50 % by volume, D80 of the distribution was about 10 micron). Chemical analysis of iron ore slime revealed that the sample on an average contained Fe (49 %), silica (10 %), alumina (9.2 %) and other less representative radicals such as TiO2 (0.42%), Mn (0.34%), P (0.23 %), MgO (0.12%) and CaO (0.08%). The characterization studies by X-ray diffraction revealed that hematite and goethite were the main iron-bearing minerals, while kaolinite, quartz and gibbsite were the main gangue mineral constituents. Particle size measurements, chemical and mineralogical compositions of fractions obtained by sedimentation also were carried out for each size range. It was verified that hematite and quartz were present in great quantity in the fine size fractions (D90 = 22.1 μm, D50 = 11.9 μm, D10 = 5.4 μm; 14.7 % by mass) while, kaolinite and goethite were more abundant in the colloidal size fractions (D90 = 3.9 μm, D50 = 1.0 μm, D10 = 0.26 μm; 60.5 % by mass). MEV – QEMSCAN studies indicated that the degree of liberation of both hematite and quartz minerals were substantial in coarser size classes. Kaolinite was closely associated with goethite and showed poor liberation. Column flotation studies (25 mm diameter glass column) showed that both, direct flotation and reverse cationic flotation of silica, are possible alternatives to improve the grade of the ultrafine iron ore tailing. The direct flotation results indicated that concentrates with grades of more than 62% Fe (2 % silica, and 3.7 % alumina) with metallurgical recovery of 35.7 % could be achieved. Classification experiments done prior to reverse flotation studies indicated excellent rejection of alumina (kaolinite) could be obtained through physical separation. The grade of the slime could be improved to 56 % Fe and 4-5 % alumina (35-43 % Fe recovery). Reverse flotation studies indicated that, depending on the classification efficiency, concentrates with grades of the order of 60-64% Fe, 1.8-3.7 % silica and 1.9-3.8 % alumina with global metallurgical recovery between 32-42 % could be achieved. The effect of the extender flotation, high intensity conditioning (HIC) as a pre-conditioning stage of pulp, and flotation with fine bubbles generated by tailings recirculation were also evaluated. The results obtained are discussed in terms of physical, chemical and physico-chemicals parameters related to particle surface contamination, poor selectivity in the aggregation/flocculation step and capture (of ultrafine particles by bubbles) phenomena.

Este trabalho teve como objetivo estudar, em escala de laboratório, o tratamento de ultrafinos (lamas) de minério de ferro por flotação em coluna visando obter concentrados com características de pellet feed (~ 65 % Fe, ~ 3 % de alumina + sílica). A amostra de ultrafinos de minério de ferro (lamas) foi fornecida pela Vale - Mina do Pico/MG e obtida em uma planta piloto, usando o minério ROM, através de dois estágios de ciclonagem (o overflow do segundo estágio de ciclonagem foi coletado e espessado). Os resultados foram avaliados em termos de recuperação metalúrgica e teores de Fe e contaminantes SiO2 e Al2O3 (concentrados e rejeitos). A amostra foi caracterizada quanto à distribuição granulométrica (via difração laser), classificação por sedimentação (obtenção de alíquotas para análises granuloquímicas), composição química (fluorescência de raios-X) e composição mineralógica (difração de raios-X e microscopia eletrônica de varredura com análise mineralógica através do sistema QEMSCANTM). A distribuição de tamanho de partícula mostrou-se extremamente fina (Dsauter = 5 um), com 50 % da amostra (em volume) menor do que 3 um. A caracterização química da amostra mostrou 49 % de Fe, 10 % de sílica, e 9,2 % de alumina, assim como outros elementos em menor percentual como TiO2 (0,42 %), Mn (0,34 %), P (0,23 %), MgO (0,12 %) e CaO (0,08 %). A análise mineralógica indicou que os principais minerais portadores de ferro foram hematita e goethita, enquanto que caulinita, quartzo e gibbsita, foram os principais minerais de ganga. Análises de tamanho de partícula, químicas e mineralógicas, das frações separadas por sedimentação, mostraram que as frações “finas” (D90 = 22,1 μm, D50 = 11,9 μm, D10 = 5,4 μm; 14,7 % em massa) apresentaram elevadas proporções de hematita e quartzo, enquanto que as frações “coloidais” (D90 = 3,9 μm, D50 = 1,0 μm, D10 = 0,26 μm; 60,5 % em massa) apresentavam maiores proporções de caulinita e goethita. Estudos de MEV – QEMSCAN indicaram elevado grau de liberação da hematita e do quartzo na fração fina. A caulinita apresentou forte associação com a goethita e baixa liberação, principalmente na fração coloidal. Os estudos de flotação em coluna mostraram que tanto a flotação direta, quanto a flotação catiônica reversa, apesar de não atingirem os teores de pellet feed, foram capazes de enriquecer consideravelmente os ultrafinos (lamas) de minério de ferro. Os melhores resultados mostraram que, na flotação direta, utilizando as técnicas de condicionamento em alta intensidade (CAI) e a flotação extensora (EXT), é possível obter um concentrado com 62 % de Fe, 2 % de sílica, e 3,7 % de alumina, com 35,7 % de recuperação metalúrgica. Estudos de classificação pré-flotação reversa mostraram que é possível enriquecer os ultrafinos de minério de ferro para 56-57 % de Fe, com 4-5 % de alumina (35-43 % de recuperação metalúrgica). Os estudos de flotação reversa mostraram que, dependendo da eficiência de classificação, concentrados com teores da ordem de 60-64 % de Fe, 1,8-3,7 % de sílica e 1,9-3,8 % de alumina, com uma recuperação metalúrgica global entre 32-42%, podem ser obtidos. Os melhores resultados mostraram que, na flotação reversa utilizando o condicionamento em alta intensidade (CAI) e a flotação extensora (EXT), é possível obter um concentrado com 64 % de Fe, 1,8 % de sílica, e 1,9 % de alumina com 42,7 % de recuperação metalúrgica global. O efeito da flotação com bolhas geradas por reciclo de polpa também foi avaliado. Os resultados são discutidos em termos dos parâmetros físicos, químicos e físico-químicos relacionados à contaminação superficial, baixa seletividade na agregação/floculação e captura (partículas ultrafinas-bolha). / The aim of this work was to evaluate, at laboratory scale, the feasibility of producing pellet grade concentrate (~ 63% Fe and ~ 3% combined alumina and silica) by beneficiation of ultrafine iron ore tailing (slime) using column flotation. In order to assist the experimental investigations also was carried out a detailed characterization of the slime. The ultrafine iron ore tailing sample was provided by Vale - Pico Mine/MG and was obtained, by cycloning, in a two-stage classification circuit using the ROM ore (the overflow of the secondary cyclone was collected and thickened). The results were evaluated through metallurgical recoveries and grades of Fe and contaminants SiO2 and Al2O3 (concentrates and tailings). The characterization of the iron ore slime consisted of various methods, including size analysis (via laser diffraction), classification (sedimentation technique - in order to collect samples in each size range), chemical analysis (X-ray fluorescence) and mineralogical analysis (X-ray diffraction study and quantitative evaluation of mineralogy by scanning electron microscopy - QEMSCANTM system). Particle size measurements showed that the slime was extremely fine (Dsauter = 5 m) with substantial amount of particles below 3 m (50 % by volume, D80 of the distribution was about 10 micron). Chemical analysis of iron ore slime revealed that the sample on an average contained Fe (49 %), silica (10 %), alumina (9.2 %) and other less representative radicals such as TiO2 (0.42%), Mn (0.34%), P (0.23 %), MgO (0.12%) and CaO (0.08%). The characterization studies by X-ray diffraction revealed that hematite and goethite were the main iron-bearing minerals, while kaolinite, quartz and gibbsite were the main gangue mineral constituents. Particle size measurements, chemical and mineralogical compositions of fractions obtained by sedimentation also were carried out for each size range. It was verified that hematite and quartz were present in great quantity in the fine size fractions (D90 = 22.1 μm, D50 = 11.9 μm, D10 = 5.4 μm; 14.7 % by mass) while, kaolinite and goethite were more abundant in the colloidal size fractions (D90 = 3.9 μm, D50 = 1.0 μm, D10 = 0.26 μm; 60.5 % by mass). MEV – QEMSCAN studies indicated that the degree of liberation of both hematite and quartz minerals were substantial in coarser size classes. Kaolinite was closely associated with goethite and showed poor liberation. Column flotation studies (25 mm diameter glass column) showed that both, direct flotation and reverse cationic flotation of silica, are possible alternatives to improve the grade of the ultrafine iron ore tailing. The direct flotation results indicated that concentrates with grades of more than 62% Fe (2 % silica, and 3.7 % alumina) with metallurgical recovery of 35.7 % could be achieved. Classification experiments done prior to reverse flotation studies indicated excellent rejection of alumina (kaolinite) could be obtained through physical separation. The grade of the slime could be improved to 56 % Fe and 4-5 % alumina (35-43 % Fe recovery). Reverse flotation studies indicated that, depending on the classification efficiency, concentrates with grades of the order of 60-64% Fe, 1.8-3.7 % silica and 1.9-3.8 % alumina with global metallurgical recovery between 32-42 % could be achieved. The effect of the extender flotation, high intensity conditioning (HIC) as a pre-conditioning stage of pulp, and flotation with fine bubbles generated by tailings recirculation were also evaluated. The results obtained are discussed in terms of physical, chemical and physico-chemicals parameters related to particle surface contamination, poor selectivity in the aggregation/flocculation step and capture (of ultrafine particles by bubbles) phenomena.

Este trabalho teve por objetivo avaliar em escala de laboratório, o efeito do condicionamento em alta intensidade, CAI, como etapa de condicionamento da polpa préflotação, e a injeção de bolhas de tamanho intermediário (BI - < 600 μm, entre 20-150 μm neste estudo) juntamente com as bolhas produzidas pela célula de flotação (> 600 μm), na recuperação por flotação de partículas minerais finas (“F” 40-13 μm) e ultrafinas (“UF” < 13 μm) de um minério sulfetado de cobre e molibdênio. O minério utilizado nesse estudo corresponde a alimentação da flotação rougher da usina de concentração de Chuquicamata, pertencente a Corporación Nacional del Cobre de Chile, Codelco S/A, (Mina de Chuquicamata – Divisão Codelco Norte). Os principais parâmetros avaliados foram a energia transferida à polpa na etapa do CAI (entre 1 e 4 kwh·m-3 de polpa) e o volume e tempo de injeção de BI´s juntamente com as bolhas geradas pela célula de flotação. Os resultados foram avaliados em termos de recuperações metalúrgicas e teores totais de Cu e Mo (concentrados e rejeitos), constante cinética de flotação (modelo Klimpel), recuperação real (true flotation) e grau de arraste hidrodinâmico, e comparados com o ensaio Standard (STD, ou padrão, que simula a flotação rougher de Chuquicamata. Também foi avaliada a recuperação metalúrgica de Cu e Mo por faixa granulométrica no intervalo das frações F e UF, nas malhas de 40, 15 e 5 μm utilizando micropeneiras na separação. Os resultados mostram que as duas técnicas estudadas apresentam maiores recuperações metalúrgicas de Cu e Mo, maiores valores de constante cinética de flotação, diminuição no grau de arraste hidrodinâmico, sem prejuízo significativo dos teores de Cu e Mo nos concentrados finais de flotação. Nos estudos com CAI, os melhores resultados metalúrgicos foram obtidos com energia transferida a polpa entre 2-3 kwh·m-3. Com 2 kwh·m-3, a recuperação metalúrgica de Cu passou de 84% no STD para 87% e a de Mo de 72% para 74%, com aumento na constante cinética de flotação, flotação real e diminuição do grau de arraste hidrodinâmico. Nos estudos de flotação com injeção de BI´s, a recuperação metalúrgica global de Cu foi entre 2-3% superior ao estudo Standard - STD (Padrão) e os valores de constante cinética de flotação variando entre 4 e 4,4 min-1 (3 min-1 no STD). Dados por faixa granulométrica nas frações F e UF comprovaram, para ambas técnicas estudadas, aumentos significativos na recuperação metalúrgica nessas frações, principalmente na fração < 5 μm e na fração entre 5-15 μm. Nos melhores resultados dos estudos de flotação com CAI, o aumento de recuperação de Cu nessas frações foram de 5% (< 5 μm) e 7% (5-15 μm) comparadas com o STD, e para o Mo os aumentos foram de 3% e 9% respectivamente. Nos estudos de flotação com injeção de BI´s, os ganhos foram de 7% e 10% para Cu e 3% e 10% para o Mo. Os resultados são discutidos em termos dos parâmetros físicos, químicos e físico-químicos envolvidos no processo de agregação de partículas, da “captura ou coleta” de partículas por bolhas, e do potencial de conversão dessas duas técnicas não convencionais de flotação em tecnologias em usinas de concentração de minérios por flotação com problemas de recuperação nas frações finas e ultrafinas. / The aim of this work was evaluated, at laboratory scale, the effect of the high intensity conditioning (HIC), as a pre-conditioning stage of pulp, and flotation with “multi-bubbles” (bubbles with a wide size distribution) in the recovery by flotation of fines (“F” 40-13 μm) and ultrafines (“UF” < 13 μm) mineral particles of a copper/molybdenum sulphide ore, and compared with a standard mill laboratory procedure (STD). The sulphide ore correspond to the feed of Rougher flotation stage of the Chuquicamata concentrator, of the “Corporación Nacional del cobre del Chile”, Codelco S.A, (Chuquicamata mine – Codelco North Division). The mains parameters evaluated were the energy transferred to the pulp in the HIC stage (between 1-4 kwh·m-3) and time and volume of the middle size bubbles (MB, between 50-200 μm in this work) injection together with the bubbles generated by the flotation cell (> 600 μm). The results were evaluated through metallurgical recoveries and grades of Cu and Mo (concentrates and tailings), “true” flotation values and their degree of entrainment values. Finally, to assess the performance of flotation in the F and UF fractions, size by size copper and molybdenum recoveries were measured in the fractions > 40 μm; 40-15 μm; 15-5 μm and < 5 μm using micro-sieves to separation. The results showed that both techniques yielded higher metallurgical efficiencies than the mill standard, increase the process kinetic, decrease the degree of entrainment, with very similar concentrate grades. In the HIC studies, best results were obtained with values between 2-3 kwh·m-3 of energy transferred to the pulp. With 2 kwh·m-3, the copper metallurgical recovery up to 84% in the STD to 87%, and molybdenum up to 72% to 74%, with an increase in the kinetic constant rate and decrease of degree entrainment. In the flotation with a wide size bubbles distribution studies, copper metallurgical recovery was 2-3% higher than the STD, with kinetics constant rate between 4 and 4,4 min-1 (3 min-1 in STD). Size by size results showed, to both techniques, an increase in the Cu and Mo metallurgical recoveries in the F-UF fractions, mainly in the fractions < 5 μm and between 5-15 μm. The best results with HIC, were obtained an increase in the Cu metallurgical recoveries in these fractions of 5% (< 5 μm) and 7% (5-15 μm). The values to Mo were 3% and 9% respectively. In the flotation studies with MB`s injection, the gains were of 7% and 10% to Cu, and 3% and 10% to Mo. The results obtained are discussed in terms of physical, chemical and physico-chemicals parameters related to aggregation and capture (of particles by bubbles) phenomena and practical potential of theses techniques are envisaged.

Através de ensaios isotérmicos de redução (950°C) e com velocidade de aquecimento constante, estuda-se o comportamento do sistema carvão-pelota de minério de ferro (CVRD, tipo RD) sob o ponto de vista dos graus de redução e respectivamente graus de metalização obtidos. Os ensaios de redução foram realizados em reatores estáticos, aquecidos eletricamente num forno vertical. Foram utilizados, como redutores sólidos, os carvões de Charqueadas (RS) e de Butiá-Recreio(RS), tanto no estado não desgaseificado, como no estado desgaseificado e com diferentes relações Cfix/Fetot. Foram traçadas curvas dos graus de redução e metalização obtidos contra o tempo, sendo as mesmas analisadas quanto: a influência da natureza do carvão, da presença de matéria volátil e da relação Cfix/Fetot. Também foram determinadas constantes de velocidade da reação global de redução na sistema estudado. / Isothermal experiments of reduction in a heated bed of iron ore pellets (CVRD type RD) and coal have been carried out. The holding temperature used was 950°C and the heating rate was kept constant. The behaviour of the coal-pellet system was studied by comparing the degrees of reduction and metalization obtained. The experiments were carried out using static reactors heated by an electrical vertical furnace. As solid reductors were used the Butái-Recreio coal (RS) and the Charqueadas coal (RS), as well as theirs respectively chars at different Cfix/Fetot ratios. Reduction and metallization curves vs. time were obtained and the influence of the coal nature, the presence of volatile matters and Cfix/Fetot ratio were investigated. Rate constants of the overall reduction reaction were also determined in the system studied.