Orientadores: Wolfgang May, Carlos Alberto Luengo / Dissertação (mestrado) - Universidade Estadual de Campinas, Instituto de Fisica Gleb Wataghin / Made available in DSpace on 2018-07-14T03:06:57Z (GMT). No. of bitstreams: 1 Arantes_DenioRebello_M.pdf: 2016003 bytes, checksum: 9d0c1f06a7a35599f6844875aeb42c22 (MD5) Previous issue date: 1981 / Resumo: É proposta uma metodologia para a caracterização químico-morfológica de carvões de alto teor de minérios do RS, concebida em função das experiências de hidrogenação direta em desenvolvimento na UNICAMP. Neste sentido desenvolveram-se técnicas de análise morfológica para inspeção da distribuição dos macerais e minerais, através da utilização de microscopia ótica, em amostras planas e polidas de carvão mineral. Desta forma identificaram-se as principais inclusões minerais e a distribuição volumétrica media dos principais macerais. A análise química foi realizada com auxilio de uma Microssonda Eletrônica e uma Microssonda Iônica. Com a Microssonda Eletrônica, através de "caminhamen-tos" contínuos e contagem constante de uma dupla de elementos, foi possível estabelecer um procedimento padrão para obter-se a distribuição espacial e as concentrações relativas dos elementos que compõem os minérios mais comuns presentes nos carvões estudados. Em particular, foram obtidos os perfis de distribuição espacial para o ferro, enxofre e silício, bem como suas concentrações relativas para as diferentes regiões dos carvões estudados. A análise do pó prensado dos carvões fornecem as concentrações relativas totais dos elementos mais comuns dos minérios dos carvões. Com a Microssonda Iônica foi possível determinar a presença de elementos de numero atômico muito pequeno (< 12) , bem como os elementos-traços. Sem chegar-se a conclusões definitivas, avançou-se na discussão dos fatores que, direta ou indiretamente, podem influenciar na reatividade dos carvões no processo de hidrogenação. Discutiu-se principalmente em relação ã influência dos minerais, em particular dos compostos de ferro / Abstract: Coal hydrotreating experiments being developed at UNICAMP have motivated the development of microchemical studies presented in this work. Brazilian coals from RS have the morphological structure characteristic of sub-bituminous coals but complicated by a very high mineral content. These investigations included the development of coal surfaces polishing techniques to obtain clear and distinct images of the maceral phases with optical microscopy. It was possible to identify the main mineral inclusions and volumetric distribution of macerals. Optically selected regions were the subject of detailed linear scanning with an electron microprobe turned for several elements. It was then allowed the determination of the local concentrations of mineral materials. Specifically, it was possible to determine the spacial distribution of iron, sulfur and silican which can be associated with iron oxides, pyrites, kaolin and silica. Furthermore, their relative concentrations profiles were determined for the various macerals. An iron microprobe was used to detect the presence of elements of small atomic number (n < 12) , and also the trace elements. From this study, it is possible to conclude that minerals on coals from RS are intimately mixed with the organic matter and that the degree of dispersion is very high for iron oxides. This may, of course, be an important contribution for the understanding of the anomalously high reactivities observed in the hydrogenation experiments / Mestrado / Física / Mestre em Física

Neste trabalho é estudada a alteração supérgena das rochas no maciço básico-ultrabásico de São João do Piaií, situado no sudeste do Piauí, Brasil. Trata-se de um maciço do tipo Alpino, com idade presumida entre 1000 - 1800 m.a., constituído de serpentinos circundados por gabros, gabro-olivínicos e dioritos. O ambiente em que a alteração se processa caracteriza-se pelo clima semi-árido, com térmicas caracterizados por altas temperaturas durante todo o ano e precipitação média anual de 600 mm, concentrada em apenas três meses do ano. O relevo é dominado por uma superfície levemente ondulada correspondente ao embasamento cristilino; ressaltam dessa superfície elevações de rochas sedimentares, na forma de cuestas e chapadas e o maciço de São João do Piauí, com encostas ora íngremes, ora suaves. O solo é raso, muito pouco desenvolvido e pobre; a vegetação é a caatinga. A alteração forma perfis delgados nas bordas do platô e perfis bastante espessos nas áreas de meia encosta, sopés de planície. O topo do maciço é tabular, sustentado por espesso nível de silcrete, sob o qual desenvolvem-se perfis com até 20 metros de espessura. Esse silcrete é um testemunho de antigos perfis existentes e hoje erodidos. Nos estágios iniciais, são alterados os minerais mais instáveis (brucita, carbonatos e serpentina II). Nas fácies saprolito, ocorre a alteração total dos três tipos de serpentina existentes, embora e serpentina II se altere primeiro, seguida da alteração da serpentina I e, finalmente, da alteração da serpentina III. Essa alteração se dá com formação de esmectitas férricas (nontronitas), ainda na fácies saprolito as emectitas mostram incipiente alteração em geothita. A cromita e a magnetita são pouco alteradas, motivo pelo qual esses minerais são encontrados em grande quantidade no horizonte superficial. As fácies horizonte superficial é rica em óxidos e hidróxidos de Fe, Mn, Al e Co, estruturados sob a forma de oólitos ) e por vezes soldados em crostas; contém ainda quantidades diminutas de esmectitas. A evolução geoquímica caracteriza-se pela perda acentuada do magnésio e concomitante retenção da sílica e do ferro. A evolução da alteração, além de ocorrer com retenção de sílica, favorece descendentes da mesma, proveniente do silcrete, provocando intensa silicificação nos perfis de platô, topo e meio das encostas. Essa silificação, porém, não atinge as baixadas, nem as frentes de alteração dos perfis. Os elementos menores, de uma maneira geral, se comportam como elementos residuais. O níquel, em particular praticamente não se concentra no platô e no topo das encostas; os perfis de meio, base das encostas e planície é que são enriquecidos. O enriquecimento em níquel é provocado pela contribuição da alteração dos perfis atuais e pela contribuição do níquel estocado dos antigos perfis. Em função do balanço geoquímico, calculado através das perdas e ganhos dos teores nas diferentes fácies do perfil de alteração, os elementos químicos mostram a seguinte escala de mobilidade: Mg > Ni > Si> Mn, Co > Fe, Al, Cu, Cr. O tipo de alteração interpretado a partir da composição dos principais minerais neoformados pode ser denominado de esmerização (bissialitização), com uma incipiente evolução à laterização. A jazida está localizada nas encostas, sopés e planície; os horizontes rocha alterada, saprolito grosseiro e saprolito argiloso constituem minério; que é do tipo silicatado. A jazida possui 20 x \'10 POT. 6t\' de minério (reserva medida), com teor médio de 1,57% Ni; é uma jazida relativamente pequena no cenário brasileiro. / This work is a study on the weathering of the São João do Piauí Precambrian basic-ultrabasic massif, which occurs in southeast Piauí, Brazil. This massif is of the \"Alpine\" type and comprises serpentinites surrounded by gabbros, olivinic-gabbros and diorites. The environment in which weathering occurs is characterized by a semi-aride climate, having high temperatures aII the year round and a mean annual rainfall of 600mm concentrated in only three months. The topography is dominated by a gently unduIating surface developed upon the crystalfine basement; projecting upwards from this surface are sedimentary rocks in form of cuestas and plateaus and the São João do Piauí massif with gentle slopes and some abrupt scarps. The soil is thin and poor; the vegetation is of the caatinga type. Weathering forms thin profiles at the margins of the plateau and very thick profiles on the middle hillsides, foot hills and lower plains. The top of the massif is tabular and sustained by a thick \"silcrete\" IeveI; beneath the sílcrete, thick profiles are developed. This siIcrete is an erosional vestige of ancient profiles. In the first stages, the minerals of lowest stability are weathered (brucite, carbonates and microcrystalline serpentine). In the saprolite facies, the total weathering of the three types of serpentine minerals occurs, microcrystalline serpentine first, followed by fibrous serpentine and finally by vein serpentine. The weathering products of these mafic silicates are nontronite, which itself shows incipient weathering to goethite. The superficial horizon facies is rich in crystaÌline oxides and hydroxides of Fe, Mn, AI e Co (mainly goethite), structured as oöids and contains smalI quantities of smectites. The geochemical evolution is characterized by a pronounced loss of magnesium oxide and by retention of silica and iron. The weathering process also favors downward. movement of silica derived from the silcrete and promotes marked silicification in the profiles of the plateau, upperhiIlsides and middle hillsides. This silicification does not reach the profiles of the foothills and plains nor the wethering front. The minor elements in general, behave like the residual ones. The plateau and upper hillside profiles are unproductive. However, Ni-ore is found in the profiles of the middle hillsides, foothills and plains. Ni-enrichment is results from a contributions from present weathering and from the Ni stock in the ancient profiles. As a function of the geochemical balance, calculated throught the proportions of the amount lost in the different facies, the elements show the following mobility scale: Mg > Ni> Si > Mn, Co > Fe, Al , Cu, Cr. The type of weathering as indicated by the principal neoformed minerals, may be called smectitization (bissialitization), with incipient evolution towards lateritization. The horizons of, altered rock, coarse saprolite and fine saprolite constitue a Ni-sílicate ore with estimated reserves of 20. \'20POT6t\' and a Ni content of 1.57%.

A caracterização do minério e sua previsão de resposta na unidade de processamento sempre estiveram incluídas em projetos de mineração. Os resultados dessa caracterização devem passar a integrar o modelo de recursos usados no planejamento de lavra. As etapas necessárias desde a caracterização mineral à sua modelagem 3D são referidas como modelo geometalúrgico. Nesse contexto, a rocha fosfática não é exceção e seu comportamento na usina deve ser projetado antecipadamente. O objetivo desse trabalho é distinguir diferentes tipologias de minério através de suas características mineralógicas, químicas e metalúrgicas. Essas características foram definidas a princípio por critérios descritivos de campo como mapeamento geológico de detalhe, seguidos por análise química dos teores e testes de desempenho que reproduzem em escala de bancada o processo de beneficiamento mineral. O mapa geológico foi usado como base para descrição de tipologias de minério e sua constituição mineralógica. Este mapa também foi utilizado para a seleção das amostras de sondagem e de curto prazo. Para atingir a massa necessária para os ensaios de bancada, uma ou mais amostras com as mesmas características e espacialmente correlacionadas foram agrupadas compondo um bloco amostral. Os blocos foram ensaiados numa planta piloto, que simula as etapas do tratamento de minério da planta industrial. Cada bloco recebeu uma característica descritiva em função dos valores de recuperação metalúrgica e mássica encontrados. Essas características foram cruzadas com as informações do mapeamento tipológico e domínios geometalúrgicos foram definidos. Observou-se a possibilidade de prever desempenhos de recuperação para os diferentes tipos de minério em concordância com o mapa geológico. Um modelo geometalúrgico foi gerado, empregando um método da geoestatística não linear para modelagem de variáveis categóricas, i.e., tipos de minério. A metodologia mostrou-se adequada, permitindo rapidez na atualização do modelo de blocos. / Ore characterization and its mass recovery and response at processing plants should be thoroughly studied and included in mining projects. The results of this orecharacterization should be part of the resource model used for mine planning. This modelling process is known as geometallurgy. In this context, phosphate rock is no exception and its behavior in terms of processing mass recovery should be predicted in advance. To help in this modelling process, this study aims at distinguishing different ore types through their mineralogical, chemical and metallurgical characteristics. They were defined by descriptive criteria such as geological mapping, followed by analysing the main chemical species and batch tests which reproduce the mineral processing plant flowsheet. The geological map was used as a basis fordescribing the ore types and their mineralogical constitution. This was also used for short term and drill hole samples selection. To achieve themass requiredfor thebatch tests, one or more samples with the same characteristics and spatially correlated were groupedto form a large volume sample or block. The blocks were tested at thepilot plant, which emulates the steps of processing the ore at the plant. Each block received a codeon the basis of its mass and metallurgicalyield values found.These characteristics were combined with the typological mapping and geometallurgical domains were identified. The results made possible to predict the performances of mass and metallurgical yield at various domains within the deposit starting with grouping the ore types in accordance with the geological map. A geometallurgical model was generated using a nonlinear geostatistics for modeling categorical variables, i.e. ore types. This methodology proved to be adequate, providing valid models and moreover permitting fast updating of the block model.

Este trabalho consistiu na caracterização tecnológica do minério primário de Riacho dos Machados (MG) para fins de seu tratamento por métodos de lixiviação por solução cianetada. O minério foi sujeito às seguintes etapas de estudo: (1) extração do ouro/prata por cianetação, em diferentes frações granulométricas para avaliar o grau de exposição do ouro cianetável, (2) ensaios de bottle roll test da cinética de extração do ouro em minério britado e moído e (3) comparação do desempenho de lixiviação em função do agente oxidante adicionado (ar, oxigênio e peróxido de hidrogênio) em condições ambiente. Os ensaios foram realizados em escala de laboratório. A amostra de minério estudada apresentou teores na faixa de 7 ppm de ouro e 2 ppm de prata. Os metais preciosos encontram-se na forma de partículas microscópicas e submicroscópicas. A extração máxima de ouro obtida foi de 90%. O uso de oxigênio e peróxido de hidrogênio adicionados à polpa representou um incremento apreciável na velocidade de dissolução do ouro. / This work evaluates the behavior in the cyanide leaching of primary gold ore from Riacho dos Machados (MG), central Brazil. This deposit belongs to Cia. Vale do Rio Doce. It was studied: (1) the extraction of gold/silver in different ore size to determine the liberation of precious metais, (2) the rate of extraction in bottle roll test with crushed and ground ores and (3) the effect of oxidants addition (air, oxigen and hydrogen peroxid) on gold/silver leaching at atmosphere pressure. The experiments were carried out in laboratory scale. The ROM ore had about 7 ppm of gold and 2 ppm of silver. The gold/silver particles had microscopic and submicroscopic sizes and in the leaching of ore of gold extraction was obtained 90%. The use of oxygen and hydrogen peroxide mixed with air increase the rate of gold dissolution.

São apresentados, em primeiro lugar, alguns dos principais conceitos em que se fundamenta a técnica da fluorescência de raios X por excitação radioisotópica. Seguem-se algumas considerações sobre a parte instrumental, analisando fontes, câmaras de excitação e detetores e, principalmente a conjugação destes fatores, aqui denominada simplesmente geometria. Nos itens seguintes são analisados os fatores responsáveis pela introdução de ergos nas dosagens, e os processos analíticos, onde é enfatizado o método da dupla diluição com padrões, utilizado na parte experimental deste trabalho. São apreciadas algumas das possíveis aplicações da metodologia proposta, principalmente no campo da pesquisa mineral, e, a seguir a técnica apresentada é comparada a outros métodos analíticos, incluindo a própria fluorescência de raios X convencional. Três exemplos de dosagens efetivamente realizadas demonstram a praticidade e aplicabilidade do método. / Not available.

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

São apresentados, em primeiro lugar, alguns dos principais conceitos em que se fundamenta a técnica da fluorescência de raios X por excitação radioisotópica. Seguem-se algumas considerações sobre a parte instrumental, analisando fontes, câmaras de excitação e detetores e, principalmente a conjugação destes fatores, aqui denominada simplesmente geometria. Nos itens seguintes são analisados os fatores responsáveis pela introdução de ergos nas dosagens, e os processos analíticos, onde é enfatizado o método da dupla diluição com padrões, utilizado na parte experimental deste trabalho. São apreciadas algumas das possíveis aplicações da metodologia proposta, principalmente no campo da pesquisa mineral, e, a seguir a técnica apresentada é comparada a outros métodos analíticos, incluindo a própria fluorescência de raios X convencional. Três exemplos de dosagens efetivamente realizadas demonstram a praticidade e aplicabilidade do método. / Not available.

Dissertação apresentada para obtenção do grau de Doutor, na Faculdade de Engenharia da Universidade do Porto, sob a orientação do Prof. Doutor Maia e Costa

Tese de doutoramento. Ciências de Engenharia. Faculdade de Engenharia. Universidade do Porto. 1995

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