Foram estudadas as características de floculação da hidro-xiapatita, calcita e quartzo com poliacrilamidas aniônicas. Tanto as suspensões de hidroxiapatita como a calcita foram completamente floculadas enquanto que o quartzo foi refratário a floculação com esses polimeros. Entretanto, observou-se que a floculação da calcita foi impedida com a utilização de um poliacrilato de sódio, enquanto que a hidroxiapatita continuou a ser floculada pela poliacrilamida num intervalo de concentração de O a 1000 g/ton de poliacrilato. Estes resultados permitiram estabelecer condições para a floculação seletiva de hidroxiapatita em misturas sintéticas com quartzo e calcita. Nestes sistemas foram estudados diversos parâmetros operacionais, tais como tipo de separação, efeito do teor da alimentação, e influência da moagem. Onde a separação estagiada apresentou melhor resultado, uma moagem adicional no sistema não favoreceu a seletividade. Por outro lado, o teor de P205 no concentrado é proporcional ao teor presente na alimentação. A hidroxiapatita, em estudo, de alta pureza (de acordo com técnicas de análise química, espectrofotometria de infravermelho e difração de raios X) apresentou um parto de carga zero em pH 6,77 na presença de diversos eletrólitos. A aplicação do sistema de floculação seletiva a fraçoes ultrafinas industriais foi estudada em detalhe e comparada com processos de flotação e floco-flatação. 0s resultados obtidos mostraram que a floculação seletiva somente foi eficiente nos sistemas sintéticos. A flotação, embora o minério apresente uma granulometria muito fina, foi mais eficiente que a floculação seletiva e a floco-flotação nos sistemas reais, em termos de taxa de enriquecimento e percentual de rejeição de massa. Entretanto com a floco-flotação foi possivel obter altas recuperações(-90%) para os minérios de Araxá e Itataia. Para o minério de Tapira, um aumento do teor de P2O5 foi obtido com a flotação da fração seletivamente floculada. As taxas de enriquecimento obtidas foram baixas (entre 1,35 e 2,101 em função das associações entre a apatita do minério com óxido de ferro e argila, o que revelou a caracterização mineralógica. Conclue-se que a concentração de minerios fosfatados de baixo teor é uma operação onerosa, onde o fator predominante é a absorção seletiva de reagentes e atransferência não específica de material de ganga nos respectivos concentrados. / The characteristcs of flocculation of hydroxyapatite, calcite and quartz were studied using anionic polyacrylamides. Complete flocculation of suspension of hydroxyapatite and calcite was obtained whereas quartz suspensions were not arnenable for flocculation with these polymers. However, the flocculation of calcite was found to be depressed with the use of sodiurn polyacrilate but not hydroxyapatite within a range concentration from o to 1000 g/ton of polyacrilate. These results allowed to stablish conditions for the selective flocculation of hydroxyapatite from synthetic mixtures with quartz and calcite. Thus, several operational pararneters were studied, namely, type of separation, feed grade and grinding conditions. The stage separation presented better results, additional grinding in the system selectivity not favored. Howere, the grade of P205 in concentrate is proportional geed grade. The hydroxyapatite studied, high purity (of agreement with chemical analysis technical, infrared and x rays spectrometry) presented the point of zero charge in pH 6,77 in the presence of several electrolits. The application o f the selective flocculation to industrial ultrafines fractions was studied in detail and compared with the flotation and floc-flotation processes. The results obtneid showed that the selective flocculation process was efficient only for the synthetic system. The flotation howerer, despite the fineness of the real suspensions systerns, was found to be more efficient than the selective flocculation and the floc-flotation, in terms of enrichement rate and mass rejection percentagem. Howerer, with the floc-flotation was possible obtain higt recuperation (-90%) for Araxá and Itatiaia ores. For the Tapira ore, the increase o f P205 grade was obtneid with flatation of flocculated fraction selecty. The enrichement rates obtneid were low (between 1,35 and 2,101 in terms of the as sociation between ore apatite with iron oxide and clay, the what revealed the mineralogical characterization. Conclude that the concentration of phosphates ores of low grade is onerous operation, where predorninance factor is the selective adsortion of reagents and not specific transfer of material gangue in the concentrate respective .

Em função da importância do processo de jigagem no beneficiamento de carvão no Brasil, onde 95% da produção bruta, ROM, é beneficiada em jigues para a obtenção de carvão energético ou carvão pré-lavado, e da inexistência de um trabalho sistemático de caracterização deste processo, esta dissertação apresenta um estudo detalhado do desempenho de jigues no beneficiamento de carvão nacional, através do levantamento dos critérios de avaliação de performance dependentes e independentes derivados das curvas de partição e análises densimétricas dos diversos produtos. São desenvolvidos "softwares" para o processamento dos diversos dados levantados "in situ", com aplicação nas áreas de cálculo de balanços de massas e metalúrgico, processamento de análises densimétricas, cálculo de coeficientes de partição, modelamento matemático de curvas de partição e cálculo dos critérios de avaliação de performance. Conclue-se que, de um modo geral, o processo de jigagem é mal empregado no Brasil, conduzindo obtenção de produtos de baixa recuperação. Isto ocorre basicamente em função das características peculiares do carvão nacional e do fato que, no Brasil, utiliza-se jigues de fabricação estrangeira, dimensionados para outros tipos de carvões de melhor qualidade. Este trabalho pretende alertar aos profissionais da área e oferece algumas sugestões com o objetivo de melhorar a baixa eficiência do beneficiamento de carvão observada em diversos lavadores. / 96% o f the production of raw coal in Brazil is beneficiated in jigs to produce thermal and metallurgical coal. Because of the lack of a systematic characterization of this process, this dissertation presents a detailed study on the performance of the jigging process as practised in Brazil. This was carried out by determining dependent and independent efficiency criteria derived from the partition curves and from float-and-sink analysis. Software were developed to process data collected "in situ", with application to the areas of mass and metallurgical balance calculation, float-and-sink analysis processing, partition factors calculation, partition curves modelling and performance criteria calculation. It is conclueded that, in a general way, the jigging process is used incorrectly in Brazil, often yielding low recovery. This happens because, in Brazil, the jigs being used were designed without taking into account the peculiarities of the coal. This work advises the professionals of the area end offers sugestions with the aim of improving the poor coal cleaning efficience observed in several coal washeries.

Este trabalho teve como objetivo contribuir para o desenvolvimento de uma rota tecnológica para o beneficiamento de um minério de fosfato proveniente da Mina Sofia-Chile, visando à obtenção de concentrados de fosfato com teores superiores a 35% de P2O5. Os objetivos específicos incluíram a caracterização do minério (principalmente aspectos relacionados à presença de arsênio), estudos de concentração por flotação em célula mecânica e em coluna (CCR e C3P), assim como a avaliação de técnicas para aumento da recuperação das partículas como o condicionamento em alta intensidade (CAI) e a flotação extensora (EXT). O minério de fosfato (amostras AM1 e AM2) foi caracterizado quanto à distribuição granulométrica (peneiramento e classificação por ciclones), composição química e mineralógica (fluorescência de raios X-FRX, difração de raios X-DRX, microscopia eletrônica de varredura-MEV) e carga elétrica superficial das partículas minerais (potencial zeta). A caracterização química por FRX indicou que a amostra AM1 possuía 20,7 % de P2O5 e 87 g.t-1 de arsênio (As) e a amostra AM2 continha 30,5 % de P2O5 e 92 g.t-1 de As. A fração fina (-37 m) de ambas as amostras apresentaram teores mais baixos de P2O5 (12,6 % para AM1 e 20,5 % para AM2) e, consequentemente, maiores conteúdos de impurezas (Fe2O3, SiO2, MgO, Al2O3). O As apresentou distribuição de teores uniformes entre 80 a 105 g.t-1 para todas as faixas granulométricas. A caracterização por DRX indicou a presença de hidroxiapatita e carbonato-hidroxiapatita como principais minerais de minério e de actinolita, hornblenda, tremolita, clorita-serpentinita, quartzo, albita e dolomita como minerais de ganga. A caracterização por MEV-EDS identificou os elementos que compõem os minerais de minérios e de ganga presentes, corroborando os resultados de DRX. Com os resultados da caracterização química (FRX) de alíquotas obtidas por lixiviação ácida, separação magnética e flotação (concentrados e rejeitos) foi possível evidenciar uma correlação linear positiva entre os teores de CaO, P2O5 e As e uma correlação linear negativa entre As e teores de impurezas (MgO, SiO2, Al2O3 e Fe2O3), evidenciando uma associação do As com os minerais de minério, onde provavelmente o As está substituindo o fósforo (P) na estrutura química da apatita. Os estudos de concentração por flotação em célula mecânica e coluna demonstraram que é possível enriquecer o minério de fosfato obtendo-se concentrados com teores superiores a 35 % de P2O5 e baixos teores de impurezas, exceto para As. Os melhores resultados foram obtidos nos estudos de flotação em coluna convencional reta (CCR), com a qual foi possível atingir 83,8 % de recuperação mássica, 99,4 % de recuperação de P2O5 e teores de 38,3 % P2O5 e 127 g.t-1 de As. / This study aimed to contribute to the development of a technological route for the beneficiation of a phosphate rock from Sofia Mine-Chile, aiming to produce concentrates containing phosphate grades > 35 % P2O5. Specific objectives included the characterization of the phosphate ore (mainly on the aspects related to arsenic content), laboratory scale concentration studies by flotation (mechanical cell and column) and the evaluation of techniques for enhancing the recovery of particles, such as high intensity conditioning (HIC) and extender flotation (EXT). The phosphate ore samples (AM1 and AM2) were characterized for particle size distribution (by sieving and classification using a cyclosizer), chemical and mineralogical composition (X-ray fluorescence-XRF, X-ray diffraction-XRD and scanning electron microscopy-SEM) and electric surface charge of mineral particles (zeta potential measurements). The results obtained by XRF showed that AM1 sample had a lower P2O5 and arsenic (As) content (20.7 % and 87 g.t-1 respectively) than the AM2 sample (30.5 % P2O5 and 92 g.t-1). The – 400 mesh size fractions (fines) of both samples showed lower grades (12.6 % P2O5 and 20.5 % P2O5, AM1 and AM2 respectively) and higher impurities grades (Fe2O3, SiO2, MgO, Al2O3 and As). The As grades were similar for all size fractions (80 to 105 g.t-1). X-ray diffraction analysis showed that hydroxylapatite and carbonate-hydroxylapatite are the main ore minerals and actinolite, tremolite, albite, dolomite, chlorite-serpentine, quartz and hornblende are the main gangue minerals. Chemical characterization (XRF) of fractions obtained by magnetic separation, acid leaching and flotation (concentrates and tailings) showed a positive linear correlation among Ca, P and As and a negative linear correlation between Fe, Al, Si, Mg and As. It was concluded that As is associated with apatite, and probably phosphorus (P) was replaced by As into chemical structure of apatite. Based on the results of various flotation studies it was proved that it is possible to obtain a concentrate with > 35 % P2O5 and low content of impurities, except for As. The best results were obtained by conventional column flotation, with which it was possible to achieve mass recovery of 83.8 %, 38.3 % P2O5, 99.4 % P2O5 recovery and low grades of impurities, except of the As (127 g.t-1).

Este trabalho teve por objetivo avaliar, em escala de laboratório, a flotação com recirculação parcial de frações concentradas (flotadas) à alimentação da flotação primária, aqui denominada de Flotação com Reciclo de Concentrado – FRC. Esta alternativa foi avaliada em termos cinéticos e pela recuperação, entre outras, de partículas minerais finas (“F” 40-13 μm) e ultrafinas (“UF” < 13 μm) de minérios modelos (sulfetos de cobre e minério de fosfato). Também, foi avaliado o efeito do condicionamento em alta intensidade (CAI), como etapa pré-flotação, na eficiência comparativa com a FRC e em conjunto com a FRC. Os resultados são discutidos em termos dos parâmetros físicos, químicos e físico-químicos da captura de partículas por bolhas de ar, do efeito do aumento “artificial” do teor de partículas de alta cinética de flotação através da flotação com reciclo de concentrado (FRC) e do efeito do regime hidrodinâmico turbulento de condicionamento, tipo CAI, pré-flotação na segunda etapa da FRC.Em particular, o estudo visou aperfeiçoar o processo convencional de flotação, com ênfase no tratamento de finos e ultrafinos de minérios, problemática antiga na área de tecnologia mineral. Os resultados mostraram que o reciclo de concentrados de flotação primária permitiu aumentar os parâmetros de separação, recuperação metalúrgica, teor e cinética de partículas portadoras de cobre. Os melhores resultados nos estudos de flotação de sulfetos de cobre foram obtidos com a flotação com reciclo do concentrado com condicionamento em alta intensidade. Nestes estudos foram obtidos ganhos de 17 % na recuperação metalúrgica de cobre e 3,6 % no teor de cobre, sendo que a cinética do processo também foi 2,4 vezes maior, quando comparado com os estudos de flotação padrão (Standard). Estes resultados também foram acompanhados por um aumento de 32,5 % na recuperação real e uma diminuição de 2,4 vezes no grau de arraste hidrodinâmico das partículas sulfetadas de cobre. Esses resultados são explicados pelos mecanismos propostos que ocorrem no condicionamento em alta intensidade (CAI), que têm relação com o fenômeno de agregação de partículas, sendo otimizados com o reciclo do concentrado, que aumenta “artificialmente” o teor, resultando assim em um aumento da probabilidade de colisões entre as partículas hidrofóbicas (“sementes” ou “carrier”). O reciclo de concentrados de flotação primária, à alimentação, também mostrou aumento nos parâmetros de separação (recuperação metalúrgica e teor) de partículas portadoras de fosfato, possibilitando um aumento de 7 % na recuperação metalúrgica de apatita e de 1 % no teor de P2O5 no concentrado de flotação. Foi observada também uma redução de aproximadamente 1 % no teor de impurezas (SiO2 e Fe2O3) no concentrado.Já os estudos de flotação com reciclo doconcentrado e condicionamento em alta intensidade (FRC-CAI) possibilitaram um ganho de 5 % na recuperação de apatita. Os resultados obtidos permitem estabelecer que as alternativas de flotação propostas neste estudo são de grande potencial na otimização da recuperação de finos de minérios. / The aim of this work was to study, at laboratory scale, the effect of the partial concentrate (rougher floated product) recirculation to rougher flotation feed, here named Concentrate Recirculation Flotation – CRF. Main parameters to evaluate this alternative were flotation rate and recovery of fine (“F” 40-13 μm) and ultrafine (“UF” < 13 μm) mineral particles (copper sulphides and phosphate ores). More, the comparative effect of high intensity conditioning (HIC), as a pre-flotation stage for the rougher flotation, was studied alone or combined with CRF. Results were evaluated through separation parameters, grade-recovery and flotation rates, especially in the fine and ultrafine fractions, a very old problem of processing by flotation. Results showed that the floated concentrate recirculation enhanced the metallurgical recovery, grade and rate flotation of copper sulphides. Herein, best results were obtained with concentrate recirculation flotation combined with high intensity conditioning (CRF-HIC), increased twice the kinetics rate values and enhanced 17 % the Cu recovery and 3.6 % the Cu grade, and higher flotation rates (2.4 times faster). These were accompanied by an enhancement equivalent to 32.5 % in the “true” flotation and by the low amount of entrained copper particles (2.4 times slower). These results were explained by particle aggregation occurring after HIC, enhanced by the higher number of recycled floatable particles. This “artificial” increase in valuable mineral grade resulted in higher collision probability between hydrophobic particles acting as “seeds” or “carriers”. Concentrate recirculation flotation also showed higher separation parameters (recovery and grade), but kinetic rates in the phosphate flotation; values were 7 % the apatite recovery and 1 % the P2O5 grade. More interesting, there was found a 1 % decrease in the content of impurities (SiO2 and Fe2O3) of the concentrate grade. Concentrate recirculation flotation combined with high intensity conditioning (CRF-HIC) studies showed an increase in 5 % the apatite recovery. These results allow to foresee that these proposed flotation alternatives have high potential for the lost fine mineral particle recovery.

Este trabalho teve por objetivo desenvolver estudos fundamentais e de flotação com minério de fosfato em coluna modificada de três produtos (C3P) em escala de laboratório com uma coluna de 2,54 cm de diâmetro e altura total de 2,20 m, e em escala piloto em uma coluna de 9 cm de diâmetro e 7,20 m de altura total. As principais modificações na C3P em relação à coluna convencional reta (CCR) são a separação seletiva do material drenado da fase espuma com o uso de um dispositivo coletor situado rente à zona de coleção e a adição de uma segunda água de lavagem acima do ponto da entrada da alimentação (zona de lavagem intermediária). Pelo fato de produzir os produtos concentrado, drenado e rejeitos, a célula de flotação recebe o nome de "coluna de três produtos - C3P-LTM". Em escala de laboratório foram determinados os parâmetros de dispersão do gás em sistema bi-fásico através da medição da distribuição de tamanho de bolhas e diâmetro médio de Sauter (db) utilizando a técnica LTM-BSizer de forma comparativa com o drift flux, medidas de holdup (eg) aparente na zona de coleção, cálculo da velocidade superficial do gás (Jg) e determinação do fluxo superficial de bolhas (Sb) para diferentes concentrações de espumante Dowfroth 250 (DF 250). Também foram realizados estudos com injeção de traçadores solúveis em água em sistema bi-fásico e tri-fásico com o objetivo de avaliar a distribuição da água da alimentação, da água de lavagem I e da água de lavagem II sobre os produtos da coluna. Por fim, foram realizados estudos de flotação com minério de fosfato de forma comparativa com a coluna convencional reta (CCR) onde foi avaliado o efeito da variação da velocidade superficial das duas águas de lavagem adicionadas na C3P sobre a recuperação mássica, metalúrgica de apatita, teor e recuperação metalúrgica de P2O5, Fe2O3 e SiO2 nos três fluxos da coluna. Nos estudos de flotação em escala piloto com finos de minério de fosfato, também realizados de forma comparativa com a CCR, foi avalido o efeito da variação da velocidade superficial da água de lavagem II e de aspectos geométricos da C3P. As medidas de dispersão do gás mostram que o diâmetro médio de bolhas geradas pelo borbulhador da coluna variam entre 1000 e 500 μm para concentração de Dowfroth 250 entre 5 e 40 mg·L-1, holdup variando entre 4 e 25% aproximadamente e fluxo superficial de bolhas (Sb) entre 20 e 90 s-1. Foi constatada uma relação linear entre o holdup de gás e o Sb nas condições avaliadas. Os resultados dos estudos de flotação com minério de fosfato em C3P mostram que a coluna modificada produz concentrados com maior teor de P2O5 e menor conteúdo de impurezas (Fe2O3 e SiO2). A recuperação mássica no concentrado variou entre 15 e 21 %, a recuperação metalúrgica de apatita variou entre 40 e 70 %, com teor de P2O5 de até 37,6%, teor de Fe2O3 entre 3,3-6% e teor de SiO2 entre 0,8 e 2,5%. Em relação ao drenado, foi observado que quando a C3P opera em condição aberta (JW2 = 0,0 cms-1), a recuperação em massa e metalúrgica dessa corrente varia entre 5 e 10% e para valores superiores a 0,27 cm·s-1 tanto a recuperação em massa quanto a metalúrgica de apatita diminuem muito variando entre 0,5 e 3% aproximadamente. Nessas condições, as perdas de apatita são quase exclusivamente pelo rejeito. Os estudos com injeção de traçador no ponto da alimentação, em sistema bi-fásico e tri-fásico mostram que a água de lavagem II evita o arraste de água da alimentação para o produto drenado. A adição do traçador no ponto de adição da água de lavagem II mostra que a maior parte do fluxo dessa água se reporta diretamente para o produto drenado, porém, evita a transferência de massa para essa corrente. A adição de traçador no ponto de adição da água de lavagem I (zona de espuma) indica que o fluxo dessa água vai todo para o drenado, diminuindo assim o arraste de partículas finas e ultrafinas de ganga para o concentrado. Em escala piloto, os resultados dos estudos de flotação com a C3P operando com zona de lavagem intermediária curta mostraram um baixo grau de enriquecimento e de remoção de impurezas tanto na corrente do concentrado como no drenado. Entretanto, foi possível (quando não foram alcançados na CCR) atingir os teores exigidos para os concentrados de flotação, enriquecendo os concentrados até os padrões exigidos, com uma diminuição na recuperação mássica e metalúrgica no concentrado. O drenado possui alto conteúdo de impurezas e apresentou recuperação metalúrgica de apatita de 6-7% aproximadamente. Ainda, para a C3P com zona de lavagem intermediária curta, os teores de CaO (apatita) nos rejeitos são menores que os obtidos em CCR, explicados pela transferência dessa fração a corrente do drenado ao invés de se reportar ao rejeito. Os resultados dos estudos de flotação em C3P operando com zona de lavagem intermediária alta e com a condição "aberta" da C3P (JW2 = 0 cm·s-1) mostram que é possível se atingir elevado grau de enriquecimento da corrente do concentrado com teores de P2O5 da ordem de 39% (36,5% em CCR) e menor conteúdo de Fe2O3. Na corrente do rejeito são observadas menores perdas de apatita e maiores teores de óxidos de ferro e sílica. Os resultados sugerem que a C3P pode ser empregada como unidade de flotação de limpeza, reciclando o produto drenado ao eventual circuito rougher ou ao de deslamagem. / The aim of this work was to develop fundamental studies and phosphate flotation in a modified flotation cell, named 3PC (or three-product column flotation) at laboratory scale, 2.54cm diameter and 2.20m height, and pilot scale, 9 cm diameter and 7.20m total height. Differences between the 3PC cell and the conventional column are that in the 3PC the froth separation zone is constituted of a drop back collector on third product, located beloW the froth zone and the cleaning zone at the top of the column, and uses a secondary wash water system between the feed and the froth zone. Gas dispersion was characterized, at laboratoty scale, by measuring the bubble size (Sauter mean diameter) and its distribution; which was directly determined by image analyses using the LTM-BSizer and also calculated by the drift flux method; gas holdup, gas superficial velocity (gas rate) and from these the bubble surface area flux at different Dowfroth 250 concentrations. Moreover, studies with tracer liquids were carried out in both two and three phase systems aiming to evaluate the feed water and wash waters I and II distribution by the column products. The influence of wash waters I and II in the mass and metallurgical recoveries and P2O5, Fe2O3 and SiO2 grades was evaluated via comparative phosphate ore flotation studies in both conventional and 3PC cells. Furthermore, in the pilot phosphate ore flotation tests were evaluated the influence of wash water II floW rate and different column designs. Results obtained in the gas dispersion characterization show that the mean bubble size varies between 1000 and 500 μm (10-40 mg·L-1 Dowfroth concentration); gas holdup between 4 and 25% and bubble surface area flux around 20 and 90 m2·m-2·s-1. Besides these results, a fairly linear relationship between experimental eg and bubble superficial area flux (Sb) was also established. In addition, laboratory 3PC phosphate ore flotation results show that the modified column produces higher P2O5 grade concentrates and lesser impurities content (Fe2O3 and SiO2). Mass recovery in the concentrate was around 15% and 21%, metallurgical recovery between 40% and 70%, with P2O5 grade higher than 37%, Fe2O3 grade of 3.3-6% and SiO2 of 0.8-2.5%. whereas, was observed that in the drop back product, when 3PC operates without wash water II, the mass and metallurgical recoveries vary between 5% and 10% and for values higher than 0.27 cm·s-1 both parameters decrease, varying from 0.5% to 3%. In such conditions, apatite losses are exclusive by the tailings product. The studies with liquid tracer injection in the feed point, for both two and three phase systems, shows that the wash water II avoid the water transference from the feed point to the drop back product. Moreover, injection of the liquid tracer in the wash water II shows that this flux flows mainly to the drop back product, but, in the other hand, avoids the mass transference. LikeWise, liquid tracer injection in the wash water I (froth zone) indicates that this flux flows directly to drop back product, reducing the gangue slimes degree of entrainment and entrapment. Further, flotation results obtained in pilot scale, with the 3PC operating with short intermediate region, show a lower enrichment ratio and impurities grade reduces in the concentrate and drop back products. In the other hand, 3PC concentrates obtained were of final concentrate quality, while this quality was not produced by the conventional column flotation. Although the drop back product shows high impurities grades and apatite metallurgical recovery moderate (5-20%), results obtained with 3PC operating with high intermediate region and wash water II in 0.0 cm·s-1 show that it is possible to obtain concentrates higher than 39% P2O5 grade and lesser Fe2O3 content. Hence, the results obtained in this study suggest that 3PC may be used as a cleaner flotation stage, recycling drop back product to a desliming or rougher circuit.

As frações minerais finas (“F” 38 até 13 μm) e ultrafinas (“UF” < 13 μm) apresentam uma baixa recuperação na maioria das usinas de flotação, resultando em perdas metalúrgicas muito significativas. O condicionamento em alta intensidade (CAI) é uma alternativa promissora para aumentar a recuperação dessas frações, onde com o acréscimo de energia transferida na agitação, em condicionadores apropriados, provoca uma suspensão adequada das partículas (finas, intermediárias e grossas), uma agregação seletiva entre as partículas hidrofóbicas, além de proporcionar uma melhor dispersão de reagentes, “limpeza” das superfícies e a incorporação de bolhas na superfície mineral durante o condicionamento. Neste trabalho foi avaliado o efeito do CAI na flotação de finos de minério de fosfato, onde foram realizados estudos em escala de laboratório e piloto. Os principais parâmetros avaliados foram a intensidade da agitação, o fluxo hidrodinâmico no reator e a adição de partículas de concentrado para auxiliar na formação dos agregados entre as partículas de apatita. Os resultados obtidos mostram que com a agitação turbulenta do CAI ocorre, um acréscimo na recuperação de apatita durante a flotação, sem prejudicar o teor de P2O5 do concentrado. Nos estudos de laboratório foi utilizada uma coluna de flotação de 1” de diâmetro com e sem a adição de CAI, onde os melhores resultados, com ganhos aproximados de 8% na recuperação de apatita, foram obtidos após uma energia transferida a polpa (pelo CAI) de 2,5 kWh·m-3, com uma redução de aproximadamente 6% no teor de P2O5 no concentrado. Foi observado também que o impelidor de fluxo radial apresenta um melhor rendimento que um impelidor de fluxo axial, provavelmente em função do maior número de colisões efetivas. Após os estudos de laboratório, foram realizados estudos de validação em escala piloto, em coluna de flotação (4” e 24” de diâmetro), e a recuperação de apatita aumentou, no mínimo, 2%, com a adição do regime de condicionamento turbulento, com valores de energia transferida à polpa acima de 0,23 kWh·m-3 de polpa, sem diminuir o teor de P2O5 do concentrado. Estes resultados são provavelmente devidos aos mecanismos envolvidos nesta técnica e que dependem do grau de dispersão de polpa, da intensidade do cisalhamento e aumento da probabilidade de colisão, adesão, do teor de partículas de fosfato e da distribuição de tamanho de partículas, agregadas ou não. Os valores obtidos, em função da qualidade dos dados, permitem apoiar a inclusão de um condicionador de alta intensidade na obtenção de uma maior recuperação das partículas finas e ultrafinas de fosfato. Acredita-se que este processo será incorporado dentro de um futuro próximo como uma tecnologia que deve diminuir em parte as perdas da flotação das frações finas e ultrafinas e um possível aumento também na recuperação global das frações grossas. / The fine mineral fractions (“F” 38 by 13 μm) and ultrafine (“UF”<13μm) have a low recovery in most of floating mills, resulting in significant losses. The high intensity conditioning (HIC) is a promising alternative to increase the recovery of these fractions, where the addition of agitation energy, in appropriate conditioning causes a proper suspension of particles (fine and coarse), a selective aggregation between the hydrophobic particles, a better dispersion of reagents, particle surface "cleaning" and incorporation of bubbles in mineral surface during the conditioning. This work evaluates the effect of HIC in the flotation of fine phosphate ore, where studies have been conducted in the laboratory and pilot scale. The main parameters were the intensity of agitation, the hydrodynamic flow into the reactor and the addition of concentrate particles to assist in the formation of apatite aggregates. The results show that with the HIC turbulent stir there is a selective aggregation, resulting in an increase in the apatite recovery during the flotation without harming the P2O5 grade of the concentrate. In the laboratory, a column flotation of 1in diameter was used with and without the HIC. With HIC transferring energy to pulp at 2.5 kWh·m-3, were observed gains of 8% in the apatite recovery with a reduction of 6% in the P2O5 grade, when compared with the studies of flotation without HIC. The flow of radial impeller presents a better performance than a impeller of axial flow. In pilot tests, with the column flotation (4 and 24in diameter) the recovery of apatite increased at least 2%, with the addition of the turbulent conditioning with energy transferred to the pulp over 0.23 kWh·m-3, without lowering the P2O5 concentrate grade. These results are probably due to the mechanisms involved in this technique, which depend on the degree of dispersion of pulp, the intensity of the shearing and increase the collision probability, aggregation, the content of particles of phosphate and distribution of particle size, clustered or not . The results support the inclusion of a HIC for a greater recovery of fine and ultrafine phosphate particles. We believe that this process will be incorporated in the near future as a technique to decrease part of the loss of fine and ultra fine flotation fractions and also to increase the overall recovery of coarse fractions.

A coluna tem sido pouco utilizada para a flotação de minerais industriais, principalmente pelo fato de exigir um alto custo de investimento devido ao alto grau de sofisticação empregado no controle. Além disso, as condições pelas quais as colunas são operadas atualmente não são favoráveis para a flotação de partículas grossas, como em circuitos rougher. Porém, este estudo mostra que a operação da coluna sem a adição de água de limpeza e sem um controle rígido da altura da camada de espuma foi eficiente para a flotação de fluorita mostrando resultados superiores à flotação convencional, em uma única etapa. Sob esta condição, diversos parâmetros foram otimizados, como velocidades de alimentação, concentrado e ar. Os testes foram conduzidos em uma coluna de 10 cm de diâmetro e 3 metros de altura sendo utilizados tall oil como coletor e amido como depressor, a pH perto de 10. Os parâmetros testados incluem a dosagem do coletor e variações nas velocidades de alimentação, aeração, rejeito e fração granulométrica. Dois minérios foram estudados, um minério que alimenta a flotação convencional, e um rejeito fino, desta mesma operação. Em ambos os casos os resultados experimentais mostram uma boa seletividade, se comparado com a flotação convencional, além de uma boa recuperação das frações extremas. Entre os parâmetros testados, velocidade do concentrado influenciou significativamente o processo, seja reduzindo a recuperação ou aumentado o teor de sílica no concentrado. O não emprego de água de limpeza, além de tornar esta etapa mais simples, tem benefícios na recuperação de partículas grossas, podendo, ainda, aumentar a capacidade de carregamento da coluna, resultando na possibilidade de utilização em circuitos rougher. Além disso, em testes realizados na planta de beneficiamento da empresa Mineração Nossa Senhora do Carmo, comprovou-se a eficiência da coluna nos parâmetros metalúrgicos, mantendo a mesma tendência de altas recuperações (em alguns casos acima de 95 %), com teores elevados, se comparados com a flotação convencional. Nestes testes, mostrou-se que a capacidade de carregamento da coluna, um importante fator que afeta a performance metalúrgica, variou entre 8,85 e 11,5 g*min-¹*cm-², dependendo das condições. A partir dos resultados, é possível afirmar que a coluna de flotação, operando sem a adição de água de limpeza, é um equipamento eficiente na recuperação de partículas minerais grossas, podendo ser considerada uma rota tecnicamente adequada para a sua utilização na etapa rougher. / Column has been scarcely used for the flotation of industrial minerals, mainly because of a high investment due to degree of sophistication employed in control systems. Furthermore, the conditions by which columns are operated nowadays are not favorable for flotation of coarse particles, as in rougher circuits. However, its is showed that column can be efficient without wash water addition and without strict control of froth height for the flotation of a fluorite ore showing superior results to conventional flotation. Several parameters were optimized, such as feed, concentrate and air velocity. The tests were conducted in a column of 10 cm in diameter and 3 meters height. Tall oil was used as collector and starch as a depressant, the pH near 10. The parameters tested include the concentration of collector and variations in rates of feeding, aeration, and tailings. Two ores were studied, are often that feeds conventional flotation, the other ore was and a fine waste of that operation. In both cases the experimental results showed good selectivity, as compared with conventional flotation, and good recovery in wide range of particle sizes. Among the tested parameters, velocity of concentrate significantly influences recovery and content of silica in the concentrate. Column operated without wash water addition was advantages in recovery of coarse particles and increase the carrying capacity, indicating a possibility of its use in rougher circuits. In addition, in tests performed in Nossa Senhora do Caravagio company it was found that the efficiency of the column in term of metallurgical parameters have the same trend, that is with higher recoveries (in some cases above 95%), if compared with the conventional flotation. These tests showed that carrying capacity, an important factor that affects the metallurgical performance, ranged between 8.85 and 11.5 g * min-¹ * cm-². From these results, it can be said that column flotation, operated without wash water addition and without sophisticates froth control is an efficient equipment for the recovery of coarse particles, and can be become a advantageous to use it in rougher circuits.

Compostos de cianeto são largamente utilizados em plantas de beneficiamento de minérios auríferos, com o objetivo de facilitar a extração e a posterior concentração do metal precioso. Devido as altas concentrações de cianeto utilizadas, os efluentes gerados ao final do processo de tratamento contêm altos teores de cianeto livre e de complexos metálicos de cianeto em solução, caracterizando-se assim pelo elevado potencial de toxicidade. Um processo de regeneração de cianetos, desenvolvido em escala laboratorial por meio de um aparato destilador, consiste em diminuir fortemente o pH da solução pela adição de ácido sulfúrico, visando assim converter o cianeto presente nas formas livre ou como complexo metálico em gás cianídrico, que é então volatilizado e recolhido numa solução alcalina para posterior reutilização. Este trabalho tem como objetivos: (1) testar a eficiência do dispositivo destilador para determinação de cianeto total a partir de soluções sintéticas e de soluções de cianetação; (2) reconhecer as relações químicas que se estabelecem entre o cianeto e os metais durante o procedimento de destilação; (3) constituir parâmetros de controle de processo para os testes com as soluções da cianetação dos minérios auríferos; (4) demonstrar a aplicabilidade de um processo de regeneração de cianetos para soluções resultantes da cianetação de minérios auríferos para ser utilizado em plantas hidrometalúrgicas. A destilação de soluções constituídas estequiometricamente por cianeto complexado com ferro, zinco e prata, em diferentes concentrações, apresentou altos teores de cianeto disponíveis para reciclagem; teores relativamente baixos foram obtidos a partir de complexo de cobre e muito baixos teores de cianeto foram disponibilizados a partir de complexos cianíticos de ouro e de mercúrio. A regeneração de cianetos a partir de concentrado de minério e de minério aurífero submetidos ao processo de cianetação mostrou-se um procedimento possível de ser realizado. As recuperações de cianeto obtidas indicam que a aplicação de um método que reutilize cianetos existentes em efluentes de mineração pode otimizar o processo de obtenção do metal precioso e também contribuir para a melhora das condições ambientais na área de operação. / Cyanide compounds are widely used in gold ore processing plants in order to facilitate the extraction and subsequent concentration of the precious metal. Owing to the high cyanide concentrations employed in gold processing, effluents generated have high contents of free cyanide as well as metallic cyanide complexes, which lend them a high degree of toxicity. The process under study, developed in laboratory scale with the use of a distillation apparatus, consists of highly decreasing the solution pH by adding sulfuric acid. Thus, the cyanide present in either free form or as a metallic complex is made volatile and the resulting cyanide gas is absorbed in an alkaline solution for reutilization. This work aims at (1) testing the efficiency of the apparatus to determine the total cyanide from surrogate solutions, (2) recognizing the chemical relations between the cyanide and metals during distillation, (3) determining process control parameters for the tests with real cyanidation solutions of gold ores and (4) demonstrating the feasibility of a cyanide regeneration process for cyanidation solutions from gold ores to be used in industrial scale. The distillation of solutions containing cyanide complexed with iron, zinc and silver in different concentrations presented high cyanide contents available for recycling. On the other hand, relatively low cyanide contents were verified in solutions with cyanide complexed with copper and very low in solutions in which the cyanide was complexed with gold and mercury. The regeneration of cyanide from gold processing showed to be a viable procedure. Cyanide recoveries pointed to the fact that if a method for reutilization of cyanide contained in mining effluents is employed, the precious metal processing will become more efficient. Also, the environmental conditions in the area of the operation will be improved.

Submitted by Stéfany Moreira (stemellra@yahoo.com.br) on 2013-02-27T12:29:34Z No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_CominuiçãoSeletivaMesclas.pdf: 1980445 bytes, checksum: edd5283a32653ecbc54b522cc10a5594 (MD5) / Approved for entry into archive by Neide Nativa (neide@sisbin.ufop.br) on 2013-03-13T22:04:37Z (GMT) No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_CominuiçãoSeletivaMesclas.pdf: 1980445 bytes, checksum: edd5283a32653ecbc54b522cc10a5594 (MD5) / Made available in DSpace on 2013-03-13T22:04:37Z (GMT). No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_CominuiçãoSeletivaMesclas.pdf: 1980445 bytes, checksum: edd5283a32653ecbc54b522cc10a5594 (MD5) Previous issue date: 2009 / O presente trabalho divide-se em duas partes: estudo da moagem de mesclas binárias de minerais com diferentes moabilidades e simulação de moagem de mesclas binárias por meio de rede neural artificial (do tipo perceptron multicamada treinada com o algoritmo retropropagação com momento). Na primeira etapa, realizou-se o estudo do comportamento dos principais fatores relacionados a moagem mista binária em batelada dos minerais dolomita e quartzo, visando estabelecer condições ideais para obtenção de um maior contraste granulométrico entre tais espécies minerais. Por meio de vários ensaios físicos em diferentes proporções volumétricas desses minerais e diferentes ciclos moagem, acompanhou-se a evolução da granulação dos produtos. Os resultados das análises granulométricas dos produtos provaram que os mesmos aderiram satisfatoriamente à função de distribuição de probabilidades sigmoidal de Hill, a qual foi adotada para apoiar a analise comparativa dos resultados, conjuntamente com o indicador global de contraste granulométrico (IGCG), definido neste trabalho. Na segunda etapa, os resultados obtidos na primeira foram utilizados para treinar uma rede neural artificial, a qual foi capaz de prever bons resultados a partir de padrões de entrada que não fizeram parte do conjunto de treinamento. ____________________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: The present work becomes separated in two parts: the study of the binary mix grinding of minerals with different grindabilities and simulation of the binary mix grinding through a neural network (multiple-layer perceptron retropropagation-like algorithm with momentum). In the first stage took place the study of the behavior of the principal factors related to the batch mix binary grinding of the minerals dolomite and quartz, seeking to establish the ideal conditions for obtaining a larger granule contrast between such mineral species. Through several physics trials in different volumes proportions of those minerals and different grinding cycles, the granule evolution of the products was checked. The results of the size analyses of the products proved that the same ones stuck to the sigmoid of Hill distribution probabilities function satisfactorily, which was adopted to give analyzes support to compare the results, jointly with the global granule contrast indicator (IGCG), defined in this work. In the second stage, the results obtained in the first one were used to train a neural network system, which was capable to foresee good results starting from entrance patterns witch were not part of the training group.

Este trabalho foi desenvolvido em um depósito de caulim, localizado no estado do Amapá, conhecido por Morro do Felipe II. A utilização de uma variável para a modelagem e o planejamento de mina, cujo parâmetro de qualidade, cor do minério (quantidade de energia refletida), apresenta problemas de aditividade. Questiona-se quanto ao emprego direto do parâmetro alvura para previsão da qualidade final de uma combinação de alíquotas de produtos distintos. A introdução de uma variável com comportamento adequado faz-se essencial, na medida em que as ferramentas geoestatísticas de modelagem pressupõem uma variável com comportamento regular para efeitos de combinação entre as amostras e os diferentes suportes manipulados. Por esta razão propõe-se uma transformação do parâmetro tradicional de qualidade (alvura - R) para um atributo chamado de Função de Kubelka-Munk (F(R)). Realizou-se uma modificação na interpretação do modelo geológico do depósito, pela associação de minérios espacialmente estruturados, agrupando as amostras segundo características texturais comuns. Esse artifício permitiu que se buscasse, em melhores condições, a continuidade espacial do modelo geológico modificado. Dois TIPOS principais de minério denominados de TIPO A e de TIPO B, e uma tipologia estéril denominada AREIA, foram identificados Para a avaliação das reservas e modelagem do Depósito do Morro do Felipe II foram estudadas duas dimensões de blocos para análise comparativa da seletividade produzida em cada um dos modelos. Na modelagem utilizou-se como atributo de qualidade a F(R) e superposições sucessivas de modelos para cada uma das tipologias discretizadas. Ao se obter os modelos definitivos, foi aplicada a relação de retorno para expressão dos resultados finais em termos de alvura. Os resultados foram analisados comparativamente e a média dos dados e as reservas recuperáveis foram os parâmetros que definiram a escolha de um dos modelos. / This work was carried out in a kaolin deposit, sited at Amapá state known like Felipe II deposit. The use of a variable for mine planning and modelling, in which the quality is measured by color (percent of reflected energy), present some aditivity problems. One could argue about the direct employment of the brightness parameter to predict final quality of a different product mixture. The introduction of a well-behaved variable is essential to apply geostatistical assumptions over a variable with a regular behavior for combination and manipulation among different samples and supports. Therefore, it can be proposed a transformation of the traditional quality parameter (brightness - R) to an attribute called Kubelka-Munk Function (F(R)). It was made a modified interpretation of the original geological model by grouping ores spatially structured by their common textural characteristics. This has allowed better conditions to search for the spatial continuity of these modified typologies, identifying two main ore structures called TYPE A and TYPE B and sterile typologies named SAND. For reserves evaluation and modelling for Felipe II deposit two block sizes were studied, for the comparative analysis of selectivity allowed by each model. The modelling sequence was carried out using the F(R) parameter and the successive model superimposing for each discretized typology. When the final models were ready, back transformations were applied to express the final results in terms of brightness. The results were comparatively analyzed and the reproducing of data mean and recoverable reserves were the parameters that defined the choosing of one of these models.