As mineralizações fosfatadas estudadas, localizadas próximas a cidade de Irecê, no centro oeste do Estado da Bahia, ocorrem associadas a níveis estromatolíticos encaixados nas rochas carbonáticas do Grupo Uma, do Proterozóico Superior (\'+ ou -\' 600 Ma.). As camadas apresentam-se localmente deformadas, posicionadas subverticalmente. Foram caracterizados quatro tipos de minérios, um primário, estromatolítico e três outros secundários (\"casa de abelha\", \"cascalho\" e \"relados\") formados pela alteração intempérica das rochas mineralizadas ou do minério primário. Os tipos \"casa de abelha\" e \"cascalho\" representam as fácies de alteração do minério primário encontrados associados, normalmente, em um mesmo perfil de alteração sob condições climáticas atuais. O intemperismo leva a um enriquecimento em \'P IND. 2\'\'O IND. 5\' por lixiviação dos carbonatos e preservação das apatitas. Nestes tips ocorre também um enriquecimento em ETR com o intemperismo. Apesar de sua alta estabilidade nas condições atuais, que são relativamente brandas, a aptita, único mineral portador de fósforo destas fácies, apresenta algumas feições de dissolução. Análises detalhadas ao RX e IV, revelaram que a apatita do perfil é do tipo fluorapatita empobrecida em \'CO IND.2\', com pequenas variações estruturais, ao longo do perfil. O minério fácies \"rolados\", do tipo nodular e do tipo brecha, é constituído de fragmentos estromatolíticos (com ou sem córtex aluminoso) cimentados por uma matriz alumino fosfatada (millisita). Os vazios são preenchidos por fosfato aluminoso da família da crandallita, apatita secundária, caolinita e gibbsita. Às apatitas secundárias do tipo fluorapatita sofrem uma pronunciada dissolução. A fácies \"rolados\" é formada pela evolução superficial do minério primário em condições tropicais mais úmidas, laterizantes e que certamente ocorreram em épocas anteriores. / The phosphate\' ore of Irecê, in the center-west of Bahia State, occurs associated with stromatolitics levels. The area of study insert in the sequence of carbonate rocks of Una Group, upeer Proterozoic ( \'+ ou -\' 600 Ma.). The study permited to Characterize four kinds of ore, one primary, stromatolitic, and other three secondary, \"casa de Abelha\", \"Cascalho\" and \"rolados\", formed by the weathering alteration of mineralized rocks. The \"casa de abelha\" and \"cascalho\" ores represent the alteration facies of primary ore under actual climatic conditions. The weathering induces to enrichment in \'P IND. 2\'\'O IND. 5\' content by leaching of carbonates and preservation of apatites. In these Kinds a enrichment in ETR due to weathering, also occurs. Apatite, the only phosphate mineral of those facies, show, although its high stability in the actual conditions, relatively mild, may present some features of dissolution. Analysis from RX and IV, reveal that the apatite\'s profile is the fluorapatite impoverishes in \'CO IND.2\' content, with small structural variations. The ore facies \"Rolados\", nodular kind and breccia kind, constituted of stromatolitics fragments (with or without aluminous coating) cemented by a aluminum phosphate groundmass (millisite) with voids filled by mineral of cranallite family, apatite, caolinite and gibbsite. High dissolution can occur in the secondary apatites kind fluoropatite. The \"rolados\" facies was formed by evolution superficial of primary ore in a wet, tropical climate, in lateritic weathering zone and they surely did occur in age ago.

Submitted by Stéfany Moreira (stemellra@yahoo.com.br) on 2013-02-22T17:59:03Z No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_CaracterizaçãoRejeitosMinério.pdf: 3623229 bytes, checksum: c9e91af2fd57f6d25573fbb1a2b28ed4 (MD5) / Approved for entry into archive by Neide Nativa (neide@sisbin.ufop.br) on 2013-02-25T14:01:43Z (GMT) No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_CaracterizaçãoRejeitosMinério.pdf: 3623229 bytes, checksum: c9e91af2fd57f6d25573fbb1a2b28ed4 (MD5) / Made available in DSpace on 2013-02-25T14:01:43Z (GMT). No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_CaracterizaçãoRejeitosMinério.pdf: 3623229 bytes, checksum: c9e91af2fd57f6d25573fbb1a2b28ed4 (MD5) Previous issue date: 2009 / O presente trabalho apresenta uma caracterização dos rejeitos originados no processamento mineral de sete usinas de beneficiamento de diversas minas da Vale. O objetivo foi caracterizar os sólidos contidos nestes rejeitos os quais são constituídos essencialmente por partículas ultrafinas menores do que 10 µm. Esta caracterização serve de base para o desenvolvimento e a escolha de técnicas de processamento mineral adequadas ao possível reaproveitamento destes rejeitos nas plantas de beneficiamento, visto que o teor de ferro encontrado nos mesmos, em alguns casos, é até maior do que o lavrado em outras minas. A recuperação e o aproveitamento dos minerais de ferro presente nos rejeitos além de propiciar um aumento da recuperação metalúrgica e em massa das plantas de beneficiamento, podem contribuir também para a redução do impacto e passivo ambiental das empresas. Soma-se a isto o fato de que, com o aproveitamento destes rejeitos, os processos de obtenção de licenças ambientais para a ampliação ou construção de novas barragens de rejeitos, normalmente morosos e de custo elevado, seriam evitados. No presente trabalho, as separações granulométricas foram feitas por peneiramento a úmido e elutriação (cyclosizer). A determinação da distribuição granulométrica foi feita pela técnica de difração de laser (Cilas). As análises químicas foram realizadas por espectrometria de plasma de acoplamento indutivo e por via úmida. As demais técnicas de caracterização foram: difração de raios-X, microscopia eletrônica de varredura com microanálise química associada e espectroscopia Mössbauer. Os rejeitos ultrafinos apresentaram um teor significativo de ferro (44% a 64%), principalmente nas formas de hematita (α-Fe2O3) e goethita (α-FeOOH). A espectroscopia Mössbauer mostra que à medida que a granulometria das partículas diminui o teor de goethita aumenta e o teor de hematita é maior nas frações mais grossas (+10 µm). A análise no MEV revelou que as partículas dos rejeitos não são esféricas e que, tanto a separação realizada pelo cyclosizer quanto pelo peneiramento a úmido apresentaram, em certas ocasiões, partículas fora de sua faixa granulométrica, o que é um comportamento perfeitamente esperado para ambos os métodos, devido às características de separação de cada técnica. ____________________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: This work presents a characterization of tailings from the mineral processing of seven mines from Vale. The objective was to characterize the solid contained in these tailings which consist mainly of ultra fine particles smaller than 10 µm. This study details the iron minerals in tailings from each mine to serve as the basis for the development and selection of mineral processing techniques suitable for possible reuse of these tailings in beneficiation plants, since the iron content found in them often is even greater than that exploited in many mines. The recovery and reuse of iron minerals present in the tailings, besides providing an increase in metal recovery and mass of treatment plants, would also contribute to reducing the environmental impact and liability of businesses. In addition the fact that, with the reuse of these tailings, the process of obtaining environmental permits for the expansion or construction of new dams of tailings, usually slow and costly, would be avoided. In this study, particle-size separations were done by wet sieving and elutriation, whereas the particle-size distributions were checked by laser diffraction (Cilas). The chemical analyses were performed by Inductively Coupled Plasma and wet methods. The materials were also characterized by X-ray diffraction, scanning electron microscopy with energy dispersive spectroscopy and Mössbauer spectroscopy. The tailings showed a significant level of iron (from 44% to 64%), mainly in the forms of hematite (α- Fe2O3) and goethite (α-FeOOH). Mössbauer results showed that as the particle-size decreases the amount of goethite increases. Furthermore, the hematite content is always greater in the coarser fractions (+10 µm). The SEM analysis showed that the vast majority of the particles are not spherical, and that the separations by the cyclosizer as the wet sieving showed particles out of its expected size range, which is a perfectly expected behavior for both methods of separation due to the characteristics of each technique.

Submitted by Stéfany Moreira (stemellra@yahoo.com.br) on 2013-02-25T18:42:27Z No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_EstudoDepressoresFlotação.pdf: 2366097 bytes, checksum: 9beeb25612b4624e59d30fb2c2743275 (MD5) / Approved for entry into archive by Neide Nativa (neide@sisbin.ufop.br) on 2013-02-27T15:01:23Z (GMT) No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_EstudoDepressoresFlotação.pdf: 2366097 bytes, checksum: 9beeb25612b4624e59d30fb2c2743275 (MD5) / Made available in DSpace on 2013-02-27T15:01:23Z (GMT). No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_EstudoDepressoresFlotação.pdf: 2366097 bytes, checksum: 9beeb25612b4624e59d30fb2c2743275 (MD5) Previous issue date: 2010 / Neste trabalho foram efetuados estudos de depressores na flotação de uma amostra de finos de minério sílico-carbonatado de manganês (estocados como rejeito) da Unidade Morro da Mina / RDM, localizada em Conselheiro Lafaiete-MG. Foram realizados testes de microflotação em tudo de Hallimond modificado, curvas de potencial zeta dos minerais puros na presença e ausência de reagentes e ensaios de flotação em bancada com amostra do resíduo do minério deslamado. Os reagentes estudados foram: fluorsilicato de sódio, metasilicato de sódio, amido de milho, dextrina branca e alguns tipos de quebracho (Floatans T0, T1, T5 e M3) utilizando-se oleato de sódio como coletor. A eficiência dos depressores testados na microflotação em relação à seletividade para a separação do quartzo dos minerais de manganês foi: floatan M3 > floatan T1> fluorsilicato de sódio > metassilicato de sódio > amido de milho > floatan T0 > dextrina > floatan T5. Os pontos isoelétricos dos principais minerais de Mn e ganga presentes neste minério foram determinados: rodonita (pH 2,8), rodocrosita (pH 10,5) e quartzo (pH 1,8). O estudo da adsorção que caracteriza a interação dos reagentes com as superfícies dos minerais mostrou ser de caráter específico. Os depressores mais eficientes na flotação em bancada entre os minerais de Mn e de ganga foram: floatan M3, floatan T1 e fluorsilicato de sódio, onde foram obtidos concentrados com teores de Mn, SiO2 e Al2O3 de aproximadamente 30, 17 e 10 %, respectivamente, para os três depressores testados. No entanto, a recuperação metalúrgica de Mn foi de 72,5 % para o floatan M3, 51 % para o floatan T1 e 45,2 % para o fluorsilicato de sódio. Posteriormente, efetuaram-se estudos preliminares de calcinação desse minério deslamado. O mais alto teor de Mn encontrado foi de aproximadamente 30 % com perda de massa de 11,2 % para temperatura de 1000 °C. ____________________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: Flotation depressants were studied from silicate-carbonate manganese ore samples (waste) at RDM – Morro da Mina, in Conselheiro Lafaiete – MG, Brazil. Micro-flotation tests were conducted in a modified Hallimond cell, also zeta potential curves for pure minerals in the presence or lack of reagents and bench-scale flotation tests for deslimed ore waste sample. The following reagents were studied: sodium fluorosilicate, waterglass, starch, white dextrin, some quebracho kinds (Floatans T0, T1, T5 e M3) and sodium oleate as a collector. The efficiency of the depressants during the micro-flotation regarding the selection for separation of quartzo from manganese mineral was as it follows: floatan M3> floatan T1> sodium fluorosilicate > waterglass > starch > floatan T0 > dextrin > floatan T5. The isolectric points (pl) of the main ore were also determined as rhodonite (pH 2.8), rhodochrosite (pH 10.5) and quartz (pH 1.8). The adsorption test, characterized by the interaction of reagents and mineral surfaces, indicates its specific nature. The most efficient depressants in bench-scale flotation test among Mn ore and ganga were floatan M3, floatan T1 and sodium fluorosilicate containing Mn, SiO2 and Al2O3 concentrations of approximately 30, 17 and 10%, respectively, for all depressants herein mentioned. However, the metallurgical recovery for Mn was 72,5 % when using floatan M3, 51 % for floatan T1 and 45,2% for sodium fluorosilicate. Furthermore, calcination preliminary studies were conducted and the highest concentration of Mn found was approximately 30%, with an 11.2% weight loss for a 1000°C temperature.

O ciclo produtivo mineiro é composto essencialmente pelas seguintes operações: Perfuração & Desmonte (P & D), Carregamento, Transporte, Cominuição e Beneficiamento. Sendo assim, tem-se um modelo de produção em série onde uma etapa é dependente da outra. Portanto, melhorias nos estágios iniciais impactarão na eficiência e produtividade dos estágios subsequentes. A etapa de Perfuração & Desmonte, sendo responsável pela fragmentação primária do material, representa, neste modelo, o fornecedor de material para as operações que seguem, devendo atender a curva granulométrica demandada pelo britador primário. No entanto, por tratar-se de uma linha de produção em série, a curva granulométrica definida pelo britador primário, irá influenciar os processos intermediários, carregamento e transporte, bem como, no caso de uma fragmentação inadequada, todo o processo será prejudicado. Assim, deve-se avaliar a produtividade e a eficiência de todas as etapas de modo a definir a curva granulométrica (fragmentação) que melhor atende os equipamentos utilizados na mina, gerando uma maior produção com os menores custos possíveis. O presente trabalho faz uma análise entre a fragmentação da rocha e a eficiência e produtividade da etapa de carregamento do material, discutindo os principais fatores que influenciam esta operação. Visando estabelecer uma metodologia, realizou-se um estudo de caso em uma mina de ferro, onde se buscou determinar os diversos tempos de ciclo dependentes da fragmentação gerada pelo desmonte, relacionando a fragmentação aos fatores envolvidos no carregamento. Analisou-se, também, o grau de influência que a etapa de Perfuração & Desmonte tem sobre a etapa de carregamento, uma vez que elas se sobrepõem em determinados pontos da produção e, a realização de uma, por vezes, interrompe a outra. Tem-se, assim, que a operação de P & D impacta diretamente na massa carregada e, quando esta operação não é adequada, pode reduzir drasticamente a quantidade de horas trabalhadas pelos equipamentos de carregamento, uma vez que estes sofrerão um maior desgaste e apresentarão um maior número de manutenções, bem como a etapa de P & D inadequada irá aumentar o número de horas improdutivas. / The mining productive cycle is comprised essentially for the following unit operations: drill and blast (D&B), loading, haulage, comminution and mineral processing. Thus, there is a model of mass production where one step depends on another. Therefore, improvements in the initial stages will impact on the efficiency and productivity of the subsequent stages. D & B being the responsible for the primary fragmentation of the material is, in this model of production, the material supplier for the operations that follow, should attend the grading curve demanded by the primary crusher. However, because it is a line of series production, the grading curve defined by the primary crusher will influence on the intermediaries processes, loading and haulage, as well as in the case of improper fragmentation, the whole process will be impaired. So, it is necessary evaluate the productivity and the efficiency of all steps to set the grading curve (fragmentation) that suits the equipment used in the mine, generating the more output with the lowest possible cost. This dissertation carried out analysis on: rock fragmentation, efficiency and productivity of the loading material, discussing the main factors that influence these operations. In order to establish a methodology, a case study in an iron ore mine was performed, where the cycle time dependent on the fragmentation generated by the blast was sought and relating the fragmentation to the factors involved in loading. D & B degree of influence in load step was also analyzed, since it overlap at some points of production and, sometimes, one step interrupts other. Thereby, the D & B operation directly impacts on the loading mass and, when this mass is improperly fragmented, it can drastically reduce the amount of working hours of the loading equipment, because this equipment will suffer more damage and will need more maintenance, as well as an inappropriate D & B will increase unproductive hours.

O ciclo produtivo mineiro é composto essencialmente pelas seguintes operações: Perfuração & Desmonte (P & D), Carregamento, Transporte, Cominuição e Beneficiamento. Sendo assim, tem-se um modelo de produção em série onde uma etapa é dependente da outra. Portanto, melhorias nos estágios iniciais impactarão na eficiência e produtividade dos estágios subsequentes. A etapa de Perfuração & Desmonte, sendo responsável pela fragmentação primária do material, representa, neste modelo, o fornecedor de material para as operações que seguem, devendo atender a curva granulométrica demandada pelo britador primário. No entanto, por tratar-se de uma linha de produção em série, a curva granulométrica definida pelo britador primário, irá influenciar os processos intermediários, carregamento e transporte, bem como, no caso de uma fragmentação inadequada, todo o processo será prejudicado. Assim, deve-se avaliar a produtividade e a eficiência de todas as etapas de modo a definir a curva granulométrica (fragmentação) que melhor atende os equipamentos utilizados na mina, gerando uma maior produção com os menores custos possíveis. O presente trabalho faz uma análise entre a fragmentação da rocha e a eficiência e produtividade da etapa de carregamento do material, discutindo os principais fatores que influenciam esta operação. Visando estabelecer uma metodologia, realizou-se um estudo de caso em uma mina de ferro, onde se buscou determinar os diversos tempos de ciclo dependentes da fragmentação gerada pelo desmonte, relacionando a fragmentação aos fatores envolvidos no carregamento. Analisou-se, também, o grau de influência que a etapa de Perfuração & Desmonte tem sobre a etapa de carregamento, uma vez que elas se sobrepõem em determinados pontos da produção e, a realização de uma, por vezes, interrompe a outra. Tem-se, assim, que a operação de P & D impacta diretamente na massa carregada e, quando esta operação não é adequada, pode reduzir drasticamente a quantidade de horas trabalhadas pelos equipamentos de carregamento, uma vez que estes sofrerão um maior desgaste e apresentarão um maior número de manutenções, bem como a etapa de P & D inadequada irá aumentar o número de horas improdutivas. / The mining productive cycle is comprised essentially for the following unit operations: drill and blast (D&B), loading, haulage, comminution and mineral processing. Thus, there is a model of mass production where one step depends on another. Therefore, improvements in the initial stages will impact on the efficiency and productivity of the subsequent stages. D & B being the responsible for the primary fragmentation of the material is, in this model of production, the material supplier for the operations that follow, should attend the grading curve demanded by the primary crusher. However, because it is a line of series production, the grading curve defined by the primary crusher will influence on the intermediaries processes, loading and haulage, as well as in the case of improper fragmentation, the whole process will be impaired. So, it is necessary evaluate the productivity and the efficiency of all steps to set the grading curve (fragmentation) that suits the equipment used in the mine, generating the more output with the lowest possible cost. This dissertation carried out analysis on: rock fragmentation, efficiency and productivity of the loading material, discussing the main factors that influence these operations. In order to establish a methodology, a case study in an iron ore mine was performed, where the cycle time dependent on the fragmentation generated by the blast was sought and relating the fragmentation to the factors involved in loading. D & B degree of influence in load step was also analyzed, since it overlap at some points of production and, sometimes, one step interrupts other. Thereby, the D & B operation directly impacts on the loading mass and, when this mass is improperly fragmented, it can drastically reduce the amount of working hours of the loading equipment, because this equipment will suffer more damage and will need more maintenance, as well as an inappropriate D & B will increase unproductive hours.

O ciclo produtivo mineiro é composto essencialmente pelas seguintes operações: Perfuração & Desmonte (P & D), Carregamento, Transporte, Cominuição e Beneficiamento. Sendo assim, tem-se um modelo de produção em série onde uma etapa é dependente da outra. Portanto, melhorias nos estágios iniciais impactarão na eficiência e produtividade dos estágios subsequentes. A etapa de Perfuração & Desmonte, sendo responsável pela fragmentação primária do material, representa, neste modelo, o fornecedor de material para as operações que seguem, devendo atender a curva granulométrica demandada pelo britador primário. No entanto, por tratar-se de uma linha de produção em série, a curva granulométrica definida pelo britador primário, irá influenciar os processos intermediários, carregamento e transporte, bem como, no caso de uma fragmentação inadequada, todo o processo será prejudicado. Assim, deve-se avaliar a produtividade e a eficiência de todas as etapas de modo a definir a curva granulométrica (fragmentação) que melhor atende os equipamentos utilizados na mina, gerando uma maior produção com os menores custos possíveis. O presente trabalho faz uma análise entre a fragmentação da rocha e a eficiência e produtividade da etapa de carregamento do material, discutindo os principais fatores que influenciam esta operação. Visando estabelecer uma metodologia, realizou-se um estudo de caso em uma mina de ferro, onde se buscou determinar os diversos tempos de ciclo dependentes da fragmentação gerada pelo desmonte, relacionando a fragmentação aos fatores envolvidos no carregamento. Analisou-se, também, o grau de influência que a etapa de Perfuração & Desmonte tem sobre a etapa de carregamento, uma vez que elas se sobrepõem em determinados pontos da produção e, a realização de uma, por vezes, interrompe a outra. Tem-se, assim, que a operação de P & D impacta diretamente na massa carregada e, quando esta operação não é adequada, pode reduzir drasticamente a quantidade de horas trabalhadas pelos equipamentos de carregamento, uma vez que estes sofrerão um maior desgaste e apresentarão um maior número de manutenções, bem como a etapa de P & D inadequada irá aumentar o número de horas improdutivas. / The mining productive cycle is comprised essentially for the following unit operations: drill and blast (D&B), loading, haulage, comminution and mineral processing. Thus, there is a model of mass production where one step depends on another. Therefore, improvements in the initial stages will impact on the efficiency and productivity of the subsequent stages. D & B being the responsible for the primary fragmentation of the material is, in this model of production, the material supplier for the operations that follow, should attend the grading curve demanded by the primary crusher. However, because it is a line of series production, the grading curve defined by the primary crusher will influence on the intermediaries processes, loading and haulage, as well as in the case of improper fragmentation, the whole process will be impaired. So, it is necessary evaluate the productivity and the efficiency of all steps to set the grading curve (fragmentation) that suits the equipment used in the mine, generating the more output with the lowest possible cost. This dissertation carried out analysis on: rock fragmentation, efficiency and productivity of the loading material, discussing the main factors that influence these operations. In order to establish a methodology, a case study in an iron ore mine was performed, where the cycle time dependent on the fragmentation generated by the blast was sought and relating the fragmentation to the factors involved in loading. D & B degree of influence in load step was also analyzed, since it overlap at some points of production and, sometimes, one step interrupts other. Thereby, the D & B operation directly impacts on the loading mass and, when this mass is improperly fragmented, it can drastically reduce the amount of working hours of the loading equipment, because this equipment will suffer more damage and will need more maintenance, as well as an inappropriate D & B will increase unproductive hours.

Esta pesquisa visa contribuir com alternativas tecnológicas para a utilização dos resíduos de minerações de agregados produzidos na Região Metropolitana de São Paulo (RMSP). Como a terceira maior metrópole do mundo, a RMSP abriga cerca de 18 milhões de habitantes, com consumo per capita de agregados de 4,2 t/hab/ano. É responsável por 25% da produção nacional, o que significou mais de 18 milhões de m³ de brita e 20 milhões de m³ de areia para o ano de 1999. As operações em atividade, durante o período estudado (1998-2000), compreendem 39 minerações de brita e 66 minerações de areia. As litologias-fonte de brita são rochas granitóides maciças, foliadas ou orientadas (maioria com textura porfirítica e matriz média a fina), e rochas gnáissicas (textura predominantemente granolepidoblástica). As rochas-fonte de areia são mantos de intemperismo de rochas graníticas, rochas sedimentares areno-argilosas e sedimentos de planícies aluviais. Foram visitadas metade das minerações de brita em atividade, subdivididas em três grupos quanto ao processo de beneficiamento e tipo de material fino produzido, que é parte comercializado e parte acumulado em pilhas ou bacias de decantação. O primeiro grupo reúne as minas que operam a seco, com produção de pedrisco e pó de pedra (-4,8 mm), o segundo aquelas que operam a úmido, com a produção de areia de brita (-4,8 mm + 0,074 mm) pela lavagem do pedrisco e descarte dos finos de pedreira (-0,074 mm), e o terceiro grupo aquelas que operam a seco mas possuem uma estrutura flexível, e podem produzir areia de brita quando há demanda, ou pedrisco e pó, se este for o produto exigido pelo mercado. Os resíduos variam de 10 a 42% do total da produção, o que significa mais de 3 milhões de m³ por ano. A areia é produzida a partir de vários tipos de empreendimentos: cava seca por desmonte hidráulico; cava submersa e extração em leito de rio com método de lavra por dragagem, bem como pedreiras e minerações de caulim ou argila para cerâmica, onde a areia participa como subproduto, tendo sido realizadas visitas em cerca de 20% das minerações. Os resíduos compreendem 30 a 50 % da produção total, significando anualmente mais de 8 milhões de m³. São compostos, predominantemente, por areia fina, silte e argila, e geralmente depositados em bacias de decantação. A partir de visitas e amostragens junto à empreendimentos minerários selecionados, os resíduos foram caracterizados tecnologicamente, tendo sido submetidos à preparação de amostras, ensaios de classificação granulométrica (peneiramento e difração laser), análise visual, análises instrumentais (difração de raios-X e fluorescência de raios-X) e ensaios tecnológicos específicos para as indústrias cerâmica, vidreira e de construção civil e pavimentação. Complementarmente, foram realizadas análises petrográficas em rochas-fonte de minerações de brita. Os resíduos das pedreiras foram caracterizados como de composição sílico-aluminosa e mineralogia básica quartzo-feldspática, e mostraram comportamento granulométrico similar entre eles. Os resíduos de mineração de areia também são sílico-aluminosos e quartzo-feldspáticos, com uma quantidade significativa de argilominerais, tendo variado o comportamento granulométrico de acordo com o tipo de beneficiamento da mineração. Verificou-se que a melhor utilização para os resíduos de mineração de agregados da RMSP é na indústria de pavimentação, com a aplicação do pó de pedra e areia de brita em pavimentos de concreto simples (CS) e compactado a rolo (CCR), como agregado miúdo em bases e sub-bases. Os finos de pedreira podem ser utilizados na indústria cerâmica, atuando como fundentes e/ou emagrecedores de matérias-primas excessivamente plásticas. A areia de brita e o pó de pedra contém uma fração granulométrica que pode ser matéria-prima estratégica para vidros de embalagem coloridos (soda-cal), caso haja interesse em separá-la. Neste caso, sugere-se, também, beneficiamento adicional para redução dos teores de ferro, melhorando a qualidade e aumentando seu valor. Para os finos das minerações de areia, com granulometria menor que 0,074 mm, o melhor uso é em massas cerâmicas dos segmentos estrutural, revestimento e branca, com a adição de alguns componentes para a otimização da massa elaborada com os resíduos. Para o único caso estudado que gera um resíduo contendo areia (-0,42 mm), a fração grossa, que precisa ser eliminada para aproveitamento cerâmico, pode ser aplicada para o mesmo segmento da indústria do vidro supra citada. / The purpose of this work is to contribute with technological alternatives for the application of wastes generated from sand and crushed stone mining in The Great São Paulo Metropolitan Area (GSPMA). The GSPMA is classified as the third among the biggest metropolitan area of the world, and hold almost 18 million of inhabitants, with 4.2 t/hab/year of aggregate per capita consumption. The 1999\'s production of aggregates in the GSPMA was over 18 million m³ of crushed stone and 20 million m³ of sand. The active mining operations during the studied period (1998 - 2000) comprise 39 crushed stone mines and 66 sand mines. The crushed stone is predominantly obtained from granitic rocks (with porphiritic texture and medium to fine groundmass) and gnessic rocks (with granolepidoblastic texture). The natural sand is extracted mostly from wheathred granitic and gneissic rocks of basement, sedimentary rocks and alluvial plain sediments. Half of the crushed stone mines in activity were visited, and they can be divided in three groups, according to the beneficiation processing and type of fine products generated. Some of these materials are commercialized and some of them are accumulated in stockpiles or tailing pond. The fìrst group joint those with dry beneficiation and produce a grade variety of crushed stone and rock powder (-4.8mm). The second one has wet beneficiation, with production of crushed sand (-4.8 + 0,074 mm) by washing the fraction less than 10 mm, wasting quarry fines (-0,074 mm). The third group gets together the mines that have dry beneficiation (producing rock powder), and a flexible circuit to produce also crushed sand, when demanded. The waste can achieve 10 to 42 % of the total production, which means over 3 millions m³ per year. Sand is produced from many types of mining operation: open pit with hydraulicking extraction, bed river underwater mining by dredging, and quarries, kaolin or ceramic clay mines in which sand is by-product. Almost 20 % of total mines were visited. The wastes from sand mining reach 30 to 50% of the total production, which means over 8 millions m³ per year, and they are mostly composed of fine sand, silt and clay and deposited in tailing pond. Selected mines were visited and had their wastes sampled. The samples were submitted to technological characterization, including sample preparation, grain size classification (sieving and laser diffraction), visual analysis, instrumental analysis (X-ray diffraction and X-ray fluorescence) and specific application tests for ceramic and glass industry, as well as civil construction and pavimentation industry. The wastes from crushed stone mining have silico-aluminous composition and quartz-feldspatic mineralogy, with similar grain size distribution. The wastes from sand mining are also silico-aluminous and quartz-feldspatic, with significant quantity of clay minerals, and their grain size distribution vary according to the type of beneficiation process on the mines. This study concluded that the best application for the GSPMA aggregate wastes should be in the pavimentation industry, using the rock powder and crushed sand in bases and sub-bases of concrete pavements. The quarry fines can be applied in ceramic industry as fluxing material and/or plasticity reducer raw material. Crushed sand and rock powder have a grain size fraction (0.59 to 0.075 mm) to be strategically used in coloured vessel glasses, if there were interest to separate it. In this case, some additional beneficiation process could reduce high iron oxide grades, to increase value and improve quality. For the sand mining wastes with grain size distribution below 0,074 mm, the best application verified is for ceramic body of structural, wall and floor tile and witewares segments, with addition of some components, to optimize the body elaborated with the wastes. When the wastes include fine sand fraction (-0,42 mm), the coarse materials that must be eliminated for ceramic use, should be well applied for the same glass industry segment above, as verified in one study case.

Peneiras vibratórias são equipamentos amplamente utilizados em circuitos de cominuição nas mais variadas funções, desde classificação primária, processando blocos de algumas toneladas até em um escalpe de finos para um britador, até mesmo um processo de desaguamento, no qual as telas atuam como filtros, processando polpas que contêm partículas muito finas. Sua utilização tem crescido consideravelmente nos últimos anos, pois quando as peneiras vibratórias são corretamente aplicadas, possibilitam aumentar a eficiência de uma usina a custos razoavelmente baixos. Embora as funções do peneiramento sejam de fácil entendimento, o processo de seleção e dimensionamento dos equipamentos é complexo e sujeito a erros de difícil solução. Quando o minério tem baixa umidade, caso da maioria das aplicações, os dimensionamentos feitos pelos métodos tradicionais apresentam boa correlação com os resultados obtidos nas peneiras industriais. Entretanto, quando a umidade é alta, os cálculos podem apresentar grandes desvios frente ao desempenho real ou simplesmente não funcionar. Este problema é bastante comum em regiões tropicais, como o Norte do Brasil, local com alta incidência de chuvas, onde predominam minérios alterados. O objetivo deste trabalho foi desenvolver um método de dimensionamento de peneira, através de ensaios em laboratório com pequena quantidade de amostras, que permite ao usuário estimar o desempenho de uma peneira industrial no processamento de minérios difíceis com melhor precisão, comparado aos métodos convencionais. As conclusões demonstram a viabilidade técnica do método proposto e seus limites de aplicação. / The vibrating screens are widely used in the comminution circuits for different applications. They can be used for fines removal before a crusher or as a dewatering equipment, where the screening media act as a filter. The screen utilization has been extensively growing in the last years since its accurate operation allows plant efficiency improvements at a minor cost. Although the screening process has an easy understanding, the scale-up and sizing methods can be complex and subject to errors that are difficult to solve. When an ore has low natural moisture, representing most applications, the screen size estimates done by traditional methods normally shows proper correlation compared to industrial screens. However, when the moisture content is high, calculations may present significant deviations when compared to the real operation. This kind of problem is characteristic for tropical regions such as the North of Brazil, where weathered rocks are predominated. The objective of this work was to develop a screen sizing method which allows the user to do an industrial screen performance estimation for difficult high natural moisture ores, based on laboratory test work with reduced quantity of samples, and to provide better accuracy when compared to the results coming from traditional sizing methods. The conclusions demonstrate the technical viability of the method and its application limits.

Este trabalho aborda a molhabilidade de apatita por água em temperatura ambiente (20-25°C) objetivando contribuir para um melhor entendimento de seu comportamento em sistemas de flotação. Água, devido às fortes forças atrativas entre suas moléculas, não espalha completamente sobre sólidos de baixa energia como apatita pré-tratada com surfatantes aniônicos de cadeia longa. Este comportamento é explorado por engenheiros de processamento mineral para separar apatita de minerais de ganga via flotação aniônica direta em circuitos industriais ao redor do mundo. Nesta tese, a molhabilidade de apatita (tratada ou não com oleato de sódio-NaOl em pH=10,5) foi caracterizada pelo ângulo de contato de avanço da água (TETAa), trabalho de adesão (Wa) da água sobre apatita e coeficiente de espalhamento (S) de água sobre o sólido. Medidas diretas de TETAa sobre os planos frontal (010) e basal (001) de um cristal de apatita bem definido proveniente de Ipirá- BA (apatita-Ipirá) foram executadas pelo Método da Bolha Cativa (MBC), enquanto determinações indiretas de TETAa foram realizadas pelo Método da Ascensão Capilar (MAC) através da percolação de líquidos (água e/ou metanol) através de leitos partículas de apatita-Ipirá ou apatita-Cajati (proveniente de Cajati-SP). No MAC, o uso de hexano foi adequado para determinar a magnitude da constante de empacotamento (c) para partículas de apatita de baixa molhabilidade (TETAa>>0°), enquanto que a água se mostrou mais apropriada para ser usada na determinação da constante c para partículas de apatita não tratadas com surfatantes (TETAa~0o). Ensaios de microflotação foram conduzidos com apatita-Ipirá em pH=10,5 e com NaOl (0-75mg/L) enquanto ensaios de flotação gama foram executados com minério de fosfato proveniente de Cajati-SP previamente tratado com amido (37,5mg/L) e alquil sarcosinato de sódio-Berol®867 (25mg/L) em pH=10,6. Os resultados das medidas de TETAa e dos ensaios de microflotação indicaram uma relação de causa-efeito entre a concentração de NaOl (0-75mg/L), molhabilidade de apatita-Ipirá e sua resposta à microflotação: as maiores recuperações foram obtidas com as maiores concentrações do coletor NaOl, maiores valores de TETAa, menores valores de Wa e valores mais negativos de S. Os valores de TETAa diretamente medidos sobre as faces de um cristal de apatita-Ipirá pelo MBC mostrou que NaOl adsorve preferencialmente sobre o plano (010) comparado ao plano (001). Além disso, a tensão superficial crítica de molhabilidade (GAMAc) da apatita-Ipirá, pré-tratada com 75mg/L de NaOl, foi de 30,2erg/cm2 para o plano (001) versus 29,6erg/cm2 para o plano (010). Após serem condicionadas com reagentes de flotação (amido=37,5mg/L e Berol®867=25mg/L em pH=10,6) e flotadas em estágio rougher, partículas de apatita-Cajati exibiram TETAa=64.2°±1.1°. O valor de GAMAc, determinado via experimentos de flotação gama foi GAMAc~34,5erg/cm2; enquanto GAMAc determinado por diagramas cosTETA x GAMALV foi de GAMAc~33,9erg/cm2. Os resultados de flotação gama com o minério de fosfato de Cajati mostrou um platô de máxima recuperação de apatita (95-98%) quando 52,7erg/cm2<GAMALV<72,9erg/cm2. Ao contrário da apatita, a recuperação dos minerais de ganga (silicatos e carbonatos) foi estritamente ascendente com o aumento de GAMALV. A maior Eficiência de Separação apatita/ganga (E.S. = recuperação de apatita menos a recuperação de ganga) foi obtida em GAMALV=50,5erg/cm2 para apatita/silicatos e em GAMALV=51,4erg/cm2 para apatita/carbonatos. Os resultados dos experimentos de flotação gama indicaram que, no circuito industrial de Cajati-SP, GAMALV pode ser modulada pela dosagem do coletor, e sua magnitude pode guiar engenheiros na tomada de decisões a respeito da dosagem de coletor que promova a maior seletividade de separação apatita/ganga. Entretanto, a falta de instrumentos apropriados para realizar medidas on-line confiáveis de GAMALV tem impedido a execução destas medidas em circuitos industriais. Deste modo, decisões a respeito da dosagem do coletor feitas pelos engenheiros continuam a ser baseadas em uma abordagem empírica ao invés de científica. / This work approaches the wetting of apatite by water at room temperature (20-25°C) aiming at to contribute towards a better understanding of its behavior in flotation systems. Water, because of its powerful attractive forces, does not readily spread over the surface of low energy solids as apatite pre-treated with anionic long chain surfactants. This behavior is exploited by mineral processing engineers to separate apatite from gangue minerals via direct anionic flotation in industrial plants around the world. In this thesis, the wettability of apatite (treated or not with sodium oleate- NaOl at pH=10.5) was characterized by the advancing water contact angle (TETAa), work of adhesion (Wa) of water to apatite and the spreading coefficient (S) of water over the solid. Direct measurements of TETAa on either frontal-(010) or basal-(001) planes of a well formed apatite crystal from Ipirá-BA (apatite-Ipirá) were carried out via Captive Bubble (CB) method, whereas indirect determinations of TETAa were accomplished via Capillary Rise (CR) method by means of percolation of liquids (water and/or methanol) through particle beds of apatite-Ipirá and apatite-Cajati (from Cajati-SP). At CR method, the use of hexane was adequate to determine the magnitude of packing constant (c) for apatite particles of low wettability (TETAa>>0o), whereas water proved to be more appropriate to be used in the determination constant c for apatite particles non-treated with surfactants (TETAa~0o). Microflotation tests were conducted with apatite-Ipirá at pH=10.5 with NaOl (0-75mg/L) whereas gamma flotation tests were carried out with phosphate ore from Cajati-SP previously treated with starch (37.5mg/L) and sodium alkyl sarcosinate-Berol®867 (25mg/L) at pH=10.6. Results from measurements of TETAa and microflotation experiments indicated a cause-effect relationship between concentration of NaOl (0-75mg/L), wettability of apatite-Ipirá and its microflotation response: the highest recoveries were yielded at higher concentration of collector NaOl, higher values of TETAa, lower values of Wa and more negative the values of S. Values of TETAa directly measured on the faces of a crystal of apatite-Ipirá by CB method showed that NaOl adsorbs preferentially onto (010) plane compared to (001) plane. Moreover, the critical surface tension of wettability (GAMAc) of apatite-Ipirá, pre-treated with 75mg/L of NaOl, was 30.2erg/cm2 for (001)-plane versus 29.6erg/cm2 for (010)-plane. After being conditioned with flotation reagents (starch=37.5mg/L and Berol®867=25mg/L at pH=10.6) and floated at rougher stage, particles of apatite-Cajati exhibited TETAa=64.2o±1.1o. The value of GAMAc, determined via gamma flotation experiments was GAMAc~34.5erg/cm2; whereas GAMAc determined by cosTETA x GAMALV plots was GAMAc~33.9erg/cm2. Results from gamma flotation experiments with phosphate ore from Cajati showed a plateau of maximum apatite recovery (95-98%) when 52.7erg/cm2<GAMALV<72.9erg/cm2. Unlike apatite, the recovery of gangue minerals (silicates and carbonates) was strictly ascending when GAMALV was increased. The highest Efficiency of Separation apatite/gangue (E.S. = recovery of apatite minus recovery of gangue) was attained at GAMALV=50.5erg/cm2 for apatite/silicates and at GAMALV=51.4erg/cm2 for apatite/carbonates. The results from gamma flotation experiments indicate that, at the industrial plant of Cajati-SP, GAMALV can be modulated by collector dosage, and its magnitude can provide guidance to practitioners to make decision on collector dosage to achieve a desired value of GAMALV which promotes the best selectivity of the separation apatite/gangue. Notwithstanding, the lack of suitable instruments to accomplish on-line reliable measurements of GAMALV has been hindering the implementation of those measurements at industrial circuits. This way, decisions on collector dosage made by practitioners continue to be based rather on empirical than on scientific approach.

Neste trabalho estudou-se a evolução da redução da pelota auto-redutora de cromita contendo coque de petróleo, ferro-silício, cal hidratada, sílica e cimento Portland ARI (alta Resistência Inicial), para a obtenção da liga ferro-cromo alto carbono (FeCrAC). As principais variáveis estudadas foram: influência das adições de Fe-75%Si em sinergismo com coque de petróleo, adição de fluxantes, temperatura e tempo de redução. Além disso, foram realizadas experiências para confirmação dos resultados de auto-redução num forno rotativo de laboratório. Inicialmente os materiais (cromita, ferro-silício, coque de petróleo, cal dolomitica, sílica e cimento Portland ARI), foram caracterizados por análise química e análise granulométrica. Após a caracterização, os materiais, foram aglomerados na forma de pelotas (P1, P2, P3, P4 e P5), com adições de 0, 1, 2 e 4% Fe-75%Si, e adições de 2% Fe-75%Si e de fluxantes (3,83% cal dolomitica e 2,88% sílica), respectivamente. A redução das pelotas foi feita num forno de indução podendo atingir temperaturas de até 1973K (1700oC). Os ensaios experimentais foram realizados nas temperaturas de 1773K (1500°C), 1823K (1550oC) e 1873K (1600oC), utilizando-se cadinhos de grafite. Após os ensaios de redução os produtos obtidos (escória e metal) foram analisados por microscopia ótica, por microscopia eletrônica de varredura (MEV) e por análise de espectro de dispersão de energia (EDS). O processo de redução nas pelotas 1, 2, 3 e 4 segue os seguintes fenômenos i) via intermediários gasosos (CO/cromita) formam-se glóbulos metálicos nucleados na superfície das partículas de cromita, inicialmente rico em ferro; ii) estes crescem, pela redução na superfície da cromita deixando óxidos refratários na periferia da partícula de cromita original; iii) uma escoria incipiente se forma com os componentes da pelota (aglomerantes inorgânicos, cinza do redutor e fluxantes) e com a dissolução da ganga das partículas pequenas reduzidas da cromita; iv) a escória incipiente dissolve parte refratária da superfície da cromita, liberando a fase metálica e a escória vai se tornando cada vez mais refratária; v) o nódulo metálico segue crescendo e enriquecendo-se de cromo, reduzindo os óxidos de cromo e eventualmente de ferro dissolvido na escória incipiente; vi) o coalescimento da fase metálica é favorecido pela formação de escória e dissolução da ganga refrataria da cromita. O processo de redução da pelota 5 pela presença de fluxantes forma uma quantidade maior de escória inicial e apresenta os seguintes fenômenos: i) as reações indireta e direta reduzem as partículas finas de cromita, com formação de nódulos metálicos e fase escória nos primeiros instantes de redução; ii) os nódulos metálicos são formados pela redução das partículas finas de cromita. As partículas grandes sofrem pequena redução superficial e são encobertas pela escória, permanecendo dispersas na mesma; iii) a formação de escória encobrindo a cromita prejudica a redução gasosa aumentando o tempo de redução da mesma, porem facilita o coalescimento da fase metálica; iv) o nódulo metálico segue crescendo e enriquecendo-se de cromo, reduzindo aos poucos as partículas grandes de cromita. Existe regeneração do gás redutor (Boudouard) que pode ser diretamente com C do redutor ou com C dissolvido na fase metálica. A auto-redução carbotérmica das pelotas de cromita, na faixa de temperatura 1773K (1500oC) a 1873K (1600°C), sofre grande influência da temperatura, seja com ou sem adição de Fe-75%Si. O aumento da temperatura de 1773K (1500°C) para 1873K (1600°C) diminui o tempo para atingir redução completa conforme segue: i) 8 vezes para pelota sem Fe-75%Si; ii) 4 vezes para pelota com 1% de Fe-75%Si; e iii) 3 vezes para pelota com 2% de Fe-75%Si. Há um efeito significativo de adições de Fe-75%Si em pelotas auto-redutoras de cromita no tempo para atingir redução completa. O teor benéfico destas adições foi de 2%, contribuindo com aproximadamente 9% de calor necessário para redução completa, para as temperaturas ensaiadas de 1873K (1600ºC), 1823K (1550ºC) e 1773K (1500ºC). A evolução da redução é altamente sensível (diminui) com adição de fluxantes formadores de escória com temperatura líquidus abaixo de 1773K (1500ºC). A evolução da redução pela reação indireta (CO/cromita) é notavelmente mais rápida que a redução pela reação direta (C/cromita e C dissolvido na fase metálica/óxido de cromo na escória). A redução gasosa atuante nos primeiros estágios de redução, vai sendo prejudicada à medida que aumenta a quantidade de escória. As pelotas (1, 2, 3 e 4) sem adição de fluxantes (sílica e cal dolomítica), após reduzidas, são altamente porosas e têm pequena formação de fase escória se comparar com aquelas com adição de fluxantes com formação maior de fase escória (pelota 5). A pelota 3 com 2% de Fe-75%Si apresentou melhores resultados em relação ao tempo de redução. A pelota com adição de 4% Fe-75%Si (pelota 4), não apresentou diminuição do tempo de redução, devido a uma maior formação de escória que prejudica a reação indireta (mais rápida). As evidências micrográficas, auxiliadas por análises por EDS, mostraram que as reduções das partículas de cromita, foram praticamente completas quando as frações de reação se aproximam da unidade, confirmando a confiabilidade da metodologia utilizada. A redução da pelota auto-redutora, independente da sua composição, acontece de forma não isotérmica apesar de ser ensaiada numa temperatura isotérmica, apresentando-se um gradiente de temperatura entre a superfície e o centro da pelota, ao longo do tempo, mas esta desaparece conforme a reação progride tornando-se uniforme ao final da reação; evidenciando que a transferência de calor é a etapa lenta do processo devido: às reações de redução serem bastante endotérmicas; ao tamanho das pelotas; às altas temperaturas; e por ser um material poroso e refratário. A resistência a compressão das pelotas (1, 2, 3, 4 e 5) após 28 dias de cura e antes de serem reduzidas foi de ~4 kgf/pelota, porém tornou-se bastante alta após reduzidas (150 a 400 kgf/pelota); tornando-as aptas para carga em reatores de fusão. Estes resultados foram confirmados com ensaios no forno rotativo de laboratório, utilizando-se a pelota 2 (2% de Fe-75%Si), evidenciando: i) que as reduções de Cr e Fe foram praticamente completas (fração média de reação de 0,99) em 30 minutos de ensaio a 1500ºC; ii) a coalescência das partículas metálicas, obtidas por redução depende da capacidade da escória de dissolver os óxidos remanescentes na partícula de cromita reduzida; iii) há formação de fase incipiente de escória não-continua, aos 5 minutos de ensaio, pela parte da ganga do minério de cromita com os componentes de aglomerantes e/ou fluxantes; iv) a recuperação do teor metálico é alto (99%), em 30 minutos de ensaio, a 1500º C. Os resultados mostram um grande potencial do processo de auto-redução na produção de ferro-cromo alto carbono (FeCrAC). / The evolution of reduction of the self-reducing pellets of chromite for obtaining ferro-chromium high carbon (FeCrHC) was analyzed. The influences of Fe-75%Si additions, addition of fluxing agents, temperature and time of reduction were studied. The materials (chromite, ferro-silicon, petroleum coke, dolomite lime, silica and cement Portland), were characterized by chemical and particle size analysis. After characterization, the materials were agglomerated in the form of pellets (P1, P2, P3 and P4), with additions of 0, 1, 2 and 4% Fe-75%Si, respectively, and P5 with additions of 2% Fe-75%Si and fluxing agents (3.83% dolomite lime and 2.88% silica). The reduction of pellets was made using induction furnace with capability to reach temperatures up to 1973K (1700ºC). The experiments were performed at temperatures of 1773K (1500ºC), 1823K (1550ºC) and 1873K (1600ºC), using graphite crucibles. After the reduction the products (slag and metal) were analyzed by optical microscopy, scanning electronic microscopy (MEV) and energy dispersion spectrum analysis (EDS). The reduction process in pellets 1, 2, 3 and 4 followed phenomena as: i) gaseous reduction (CO/chromite) produces metallic globules on the surface of chromite particles, initially rich in iron; ii) these globules grow continuing the reduction at the periphery of chromite particles, leaving refractory oxides at this area of the original chromite particle; iii) an incipient slag is formed with the components of the pellet (inorganic binders, ash of reducer and fluxing agents) and with the dissolution of gangue from small particles of the reduced chromite; iv) the incipient slag dissolves refractory oxides remaining at the periphery of the chromite particles, liberating the metallic phase and the slag becomes more refractory; v) the metallic phase grows and becomes richer in chromium by reducing chromium oxides and eventually of iron dissolved in the incipient slag; vi) the coalescence of the metallic phase is favored by the slag formation and dissolution of refractory gangue of the chromite. The reduction process of pellet 5 follows as: i) indirect and direct reactions reduce fine particles of chromite, with formation of metallic nodules and slag phase at the beginning of reduction; ii) the metallic nodules are formed by the reduction of fine particles of chromite. Large chromite particles are reduced at the peripherical surfaces and are embebeded by the slag and remain dispersed in it; iii) the slag formed is harmful for the gaseous reduction and the time for completing the reduction is increased, but facilitates the coalescence of the metallic phase; iv) the metallic nodule follows growing and becomes richer in chromium. The carbothermic self-reduction pellets of the chromite at the temperature range of 1773K (1500ºC)-1873K (1600ºC), presents great influence of the temperature, either, with or without addition of Fe-75%Si. The increase of the temperature from 1773K (1500ºC) to 1873K (1600ºC) decreases the time for completing the reduction as: i) 8 times for pellet without Fe-75%Si; ii) 4 times for pellet with 1% of Fe-75%Si; and iii) 3 times for pellet with 2% of Fe-75%Si. A significant effect of additions of Fe-75%Si in self-reducing pellets of chromite in the reduction time was observed. The best addition was with 2% and its contribution was approximately 9% of necessary heat for complete the reduction, for the temperatures of 1873K (1600ºC), 1823K (1550ºC) and 1773K (1500ºC). The evolution of reduction is highly sensitive (it decreases) with addition of fluxing agents which form the slag with liquidus temperature below 1500ºC. The evolution of reduction for the indirect reaction (CO/chromites) is remarkably faster than that of the reduction by the direct reaction (C/chromite and C dissolved in the metallic phase/chromium oxide in the slag). At the beginning the gaseous reduction is predominant but it becomes less important with formation of larger amount of slag. The pellets (1, 2, 3 and 4) without addition of fluxing agents (silica and dolomite lime), after reduced, are highly porous and have small formation of slag phase than pellet 5 with addition of fluxing agents. Pellet 3 with 2% of Fe-75%Si presented the best results with relation to time for completing the reduction of chromite. The pellet with addition of 4% Fe-75%Si (pellet 4) did not present advantage with relation to that of 2% addition due to larger volume of slag formation. The micrograph analysis showed that the reductions of chromite particles practically were complete when the reaction fractions approach to the unit, confirming the confidence of the methodology used for determining the reaction fraction. The reduction of the self-reducing pellet, regardless its composition, happens by not isothermal way although it is submitted at isothermal temperature. The temperature gradient between surface and the core of the pellet is larger at the beginning but it disappears as the reaction progresses, becoming uniform with time. The heat transfer showed to be the slowest step of the process due to, the endothermic reactions of reduction, the size of the pellets, the high temperatures and porous nature and refractory material. The compression strength of the pellets (1, 2, 3, 4 and 5), after 28 days of curing, before of the reduction was ~4kgf/pellet but it increased up to 150 - 400 kgf/pellet; which are acceptable for charging the melting furnace for metal/slag separation. These results were confirmed by using laboratory rotating furnace, with pellet 2 (2% of Fe-75%Si), as: i) the reductions of Cr and Fe were practically complete (fraction of reaction 0,99) after 30 minutes of experiment at 1500ºC; ii) the coalescence of metallic particles, depends the capability of the slag to dissolve remaining oxides in the reduced chromite particle; iii) incipient not-continuous slag phase forms, at 5 minutes of experiment, from the gangue of the chromite and from the components of binders and/or fluxing agents; iv) the yield of metallic recovery is high (99%), after 30 minutes of experiment at1500º C. The results show that the self-reduction process presents a great potential for the ferro-chromium high carbon production (FeCrHC).