Este estudo tem por objetivo definir um sistema de flotação em coluna para ser utilizado, em um sistema rougher, para flotar partículas grossas de fluorita. Para esse fim, foi proposta uma detalhada investigação de parâmetros que poderiam influenciar o processo de flotação de partículas grossas. Foram definidos dois perfis granulométricos com alto conteúdo de grossos em comparação à granulometria convencional, e foi analisada a variação dos parâmetros de separação (recuperação e teor) em função de determinados parâmetros operacionais, como concentração do agente coletor (tall oil), velocidade superficial do ar, concentração de sólidos na polpa de alimentação, velocidade superficial de água de bias e de água de lavagem. Nesse trabalho, a inovação proposta é a utilização da coluna de flotação para a concentração de partículas grossas em uma etapa rougher, trabalhando em regime de bias negativo (velocidade de alimentação maior que a velocidade de rejeito), como aplicação e otimização de um sistema de flotação rápida (tipo flash flotation) em coluna curta. Os resultados obtidos em coluna mostram que, mesmo com uma granulometria grossa, é possível atingir valores de recuperação e teor semelhantes aos anotados na flotação de finos. Nos ensaios com bias negativo (0,3 cm/s), foram registrados teores acima de 85% de fluorita nos concentrados, com recuperações em torno de 70%. Os teores de sílica e carbonato foram menores em comparação a um sistema convencional, em escala de bancada. Os ensaios com adição de água de bias também apresentaram bons resultados metalúrgicos. Nesses ensaios a mobilidade das bolhas de ar apresentou um aumento, uma vez que o fluxo ascendente de água de bias ajudou a diminuir o conteúdo de ar na zona de coleção. Esse efeito foi comprovado pelos menores valores de hold up. O ensaio com bias negativo e água de lavagem, aqui considerado como um indicativo para novos estudos, mostrou um efeito negativo da água com relação à recuperação, mas bastante positivo com relação à seletividade, uma vez que baixos valores de teor de sílica e carbonato foram observados, sendo que nesse sistema uma única etapa rougher foi suficiente para a obtenção de fluorita tipo cerâmico. A partir dos resultados, é possível afirmar que a coluna de flotação, operando em regime de bias negativo, se mostra um equipamento eficiente na recuperação de partículas minerais grossas, podendo ser considerada uma rota tecnicamente adequada para o aproveitamento, concentração e controle de qualidade de minérios, como o de fluorita.

Orientador: Elias Basile Tambourgi / Tese (doutorado) - Universidade Estadual de Campinas, Faculdade de Engenharia Quimica / Made available in DSpace on 2018-07-23T02:25:14Z (GMT). No. of bitstreams: 1 Oliveira_MariaLuciaMagalhaesde_D.pdf: 5914698 bytes, checksum: c55e0daa6b2b1f269cd89f57ca5e134a (MD5) Previous issue date: 1997 / Resumo: No presente trabalho é apresentada uma avaliação teórico-experimental do método matemático de ajuste de balanço de massa e metalúrgico desenvolvido por Smith & Ichiyen (1973) e adaptado por Fernandes et al. (1994). Esse método é baseado essencialmente no tratamento estatístico dos dados analíticos disponíveis permitindo estabelecer as relações entre as massas dos diversos fluxos que compõem os circuitos. A partir das equações específicas para o cálculo do balanço de massa de diversos tipos de circuitos, programas computacionais foram desenvolvidos em Visual Basic, adaptados para serem executados em computadores pessoais em ambiente Windows Excel 7.0. o balanço de massa e metalúrgico para diferentes circuitos de concentração mineral foram calculados através da metodologia tradicionalmente utilizada na industria mineral brasileira - a fórmula dos dois produtos - e utilizando os programas computacionais desenvolvidos. A eficiência do método foi comprovada através da comparação entre os resultados obtidos. O método conduz a bons resultados e, devido a sua simplicidade de uso, não são requeridos maiores de conhecimentos específicos de cálculo e programação de computadores. Desta forma, constitui uma ferramenta extremamente útil para técnicos e engenheiros na avaliação de rendimentos ou eficiências de uma variada gama de processos de separação e concentração de elementos e compostos, levando à otimização e redução dos custos operacionais. Além disso, com a sistemática utilizada para o desenvolvimento das equações básicas, os cálculos poderão ser adaptados para qualquer tipo de circuito e controle de diferentes números de análises / Abstract: A theoretical and experimental evaluation of a mathematical method for adjusting the mass and metallurgical balance is presented in this work. It was developed by Smith & Ichiyen (1973) and adapted by Fernandes et aI. (1994). This method is based on the statistical treatment of the analytic data, allowing the relation among circuit mass flow. The computer programs presented were developed from specific equations. These equations were used for calculating the mass balance of many kinds of circuits. The programs were developed using Visual Basic and adapted to be executed in PCs, using the software Windows Excel 7.0. The mass and metallurgical balance was calculated for different situations, using the Brazilian mineral industry trivial method (two product formula) and the developed programs. The method efficiency was confirmed through the comparison of these results. The method leads to good results, and due to its simplicity, there is no necessity of further knowledge in computer programming and calculus. It is a useful tool for technicians and engineers who need to evaluate the efficiency of the separation and concentration processo This evaluation leads to a process optimization and to the reduction of the operational costs. Further than this, the calculus can be adapted to any kind of circuit and to any number of analyses / Doutorado / Sistemas de Processos Quimicos e Informatica / Mestre em Engenharia Química

Made available in DSpace on 2014-06-12T18:07:55Z (GMT). No. of bitstreams: 2 arquivo8026_1.pdf: 1342295 bytes, checksum: c61e368201f7db23919ad5e2bd86b26e (MD5) license.txt: 1748 bytes, checksum: 8a4605be74aa9ea9d79846c1fba20a33 (MD5) Previous issue date: 2006 / 0 trabalho teve como objetivo estudar a possibilidade da remoção de Cromo por flotação de íons, para tratamento de águas residuais. A flotação de íons foi desenvolvida por Sebba em 1962 e desde então é empregada em diversos campos. Atualmente, a utilização do processo de flotação de íons vem sendo utilizada como tratamento de efluentes. Seu emprego é vantajoso devido à velocidade do processo, eficiência para remover contaminantes, pequeno volume de lodo, possibilidade de recuperação seletiva de íons valiosos, requer pouco espaço horizontal, custos moderada e ampla aplicabilidade, além de poder ser utilizada em caso de grandes volumes de efluentes com baixas concentrações de poluentes. Os testes foram realizados simulando um efluente industrial a partir de uma solução sintética. Foi utilizado como coletor um sal de dodecilamina. 0 teste foi conduzido em uma coluna de vidro, onde foram avaliadas as influências da concentração de sal de anúria, pH, tempo de condicionamento da solução a ser flotada, fluxo de ar a ser adicionado à coluna, tempo de flotação e influência de sais. A quantificação do teor de cromo residual foi determinada por colorimetria.As melhores condições encontradas foram em meio básico, pH 8 e concentração de coletor sal de amina 10/3 M. 0 tempo de condicionamento da solução de 20 min e tempo de condicionamento do coletor 10 min. Fluxo de ar fornecido a coluna 0,2 L/min. 0 percentual máximo de remoção foi de 96%. Um modelo fenomenológico foi elaborado a fim de apresentar satisfatoriamente os resultados experimentais obtidos na análise do processo de remoção de Cr6+Por flotação iônica.0 processo de remoção se mostrou eficiente para o tratamento de efluentes contaminados pelo íon metal Cr6+, mesmo em baixas concentrações, mostrando que o objetivo do trabalho foi alcançado

A bibliometria é um instrumento quantitativo que através de medidas matemáticas e estatísticas permite mapear e gerar informações que auxiliam na tomada de decisões de uma determinada área científica. Verificou-se o evidente crescimento da produção científica na área de flotação de caulinita e da significativa importância desse assunto em meios acadêmicos, realizou-se a necessidade de um estudo de natureza bibliométrica. Este estudo é uma maneira de observar a quantidade do que está sendo produzido, quais são os principais trabalhos desenvolvidos e quais foram os resultados atingidos. O presente trabalho apresenta uma discussão de natureza bibliométrica sobre artigos publicados no mundo, relacionados sobre o assunto flotação de caulinita, em periódicos internacionais no período de 1992 e 2015. Através deste trabalho foi possível reconhecer e identificar quais são as tendências temáticas e metodológicas que estão sendo usadas, além dos principais coletores utilizados na flotação de caulinita. Os resultados mostram que é significativa a quantidade de artigos produzidos por autores chineses, especialmente a partir do ano de 2013, visto ser a China a maior produtora de alumínio no mundo, e a caulinita, é o rejeito no processo de flotação reversa do diásporo. Foram encontrados muitos estudos com propostas e estruturas semelhantes, utilizando métodos que são importantes para compreender os fenômenos físico-químicos na flotação, como: métodos de caracterização mineralógica, potencial zeta, métodos de adsorção e outros. Os artigos analisados tinham uma média de 7 páginas por artigo e todos foram pesquisados no SciVerse ScienceDirect, pertencente à editora Elsevier. Dos 39 artigos analisados, 31 possuem avaliação interdisciplinar da Coordenação de Aperfeiçoamento de Pessoal de Nível Superior (CAPES) e são classificados no estrato A1, que são artigos de mais alta qualidade. Os resultados mostraram a dificuldade de trabalhar com o tema de flotação de caulinita individualmente e confirmou que existe uma colaboração científica entre autores. No estudo por palavras-chave, (ao todo 180) verificou-se a presença de termos como \"aluminossilicatos\", \"minérios oxidados\" e \"diásporo\" junto com o termo \"caulinita\", além de outras palavras-chave como \"flotação\" e \"adsorção\". Os minerais envolvidos na flotação junto com caulinita também foram avaliados, mineral diásporo aparece frequentemente relacionando com o mineral de interesse dessa dissertação. Na avaliação por citações pelo Scopus, os artigos foram classificados conforme sua importância no meio acadêmico. Além disso, através da análise bibliométrica verificouse que os reagentes utilizados nos testes de flotação de caulinita são de grande maioria derivados de nitrogenados catiônicos. Os valores de pH mais utilizado de flotação ocorreram em meio ácido, embora, muitos coletores apresentem também bons resultados em meio neutro e/ou alcalino. Observou-se também que ainda há muito para ser pesquisado, visto que a maior parte dos artigos amostrados realizam pesquisa em escala laboratorial e não descrevem a realidade das usinas de beneficiamento de caulinita no mundo. / Bibliometrics is a quantitative instrument that, through mathematical and statistical measures, allows to map and generate information that assists in the decision-making of a certain scientific area. In the area of kaolinite flotation, a clear growth of scientific production and a significant importance of this subject in academic areas were noted, thus warranting the need for a bibliometric study. This study is a way to observe the amount being produced, which are the main projects under development and which results have been obtained. The current work presents a bibliometric discussion on articles published worldwide concerning kaolinite flotation in international journals from 1992 to 2015. This work allowed to recognize and identify which are the thematic and methodological trends that are being used, in addition to the main collectors used in kaolinite flotation. The results show that a significant amount of articles is produced by Chinese authors, especially from 2013, as China is the largest aluminum producer in the world, and kaolinite is the reject in the reverse flotation process of diaspore. Many studies using methods that are important to understand physicochemical phenomena in flotation, with similar proposals and structures, were found, such as: mineralogical characterization methods, zeta potential, adsorption methods and others. Assessed articles had, on average, 7 pages each and all were searched in Elsevier\'s SciVerse ScienceDirect. Thirty-one out of the 39 analyzed articles have interdisciplinary evaluation of the Coordination for the Improvement of Higher Education Personnel (CAPES) and are rated at stratum A1, which corresponds to higher quality articles. The results showed the difficulty of working with kaolinite flotation individually and confirmed that there is scientific collaboration among authors. The study by keyword (180 in total) found terms as \"aluminosilicate\", \"oxidized ores\" and \"diaspore\" together with \"kaolinite\", in addition to other keywords, such as \"flotation\" and \"adsorption\". Minerals involved in flotation together with kaolinite were also evaluated, and diaspore mineral frequently appears related to the mineral of interest of this dissertation. Articles were rated according to their importance in the academic world using the assessment of citations by Scopus. In addition, bibliometric analysis showed that reagents used in kaolinite flotation tests are mostly derived from cationic nitrogenated compounds. Most used pH values in flotation are acidic, although many collectors also have good results in neutral and/or alkaline media. It was also noted that there is still much to be researched, since most articles sampled researched in laboratory scale and do not describe the reality of processing plants of kaolinite in the world.

Submitted by Marco Antônio de Ramos Chagas (mchagas@ufv.br) on 2017-03-06T13:09:17Z No. of bitstreams: 1 texto completo.pdf: 1178853 bytes, checksum: 41406075f1623938e43098a7e5a491d4 (MD5) / Made available in DSpace on 2017-03-06T13:09:17Z (GMT). No. of bitstreams: 1 texto completo.pdf: 1178853 bytes, checksum: 41406075f1623938e43098a7e5a491d4 (MD5) Previous issue date: 2014-03-31 / Coordenação de Aperfeiçoamento de Pessoal de Nível Superior / A flotação catiônica reversa do minério de ferro é um processo de separação usado na mineralogia para separar compostos de ferro de outros compostos indesejáveis presentes no minério de ferro. Nesse processo, o amido é usado como depressor e amina como coletor. A compreensão do mecanismo de interação existente entre os reagentes usados no processo de flotação e o minério de ferro é de fundamental importância para avanços na tecnologia de enriquecimento de minério de ferro, bem como no desenvolvimento de novos agentes químicos usados no processo para esse fim. Esse trabalho está dividido em dois capítulos: i) O primeiro tem como principal objetivo avaliar algumas características do amido que podem influenciar no processo de flotação, como, tamanho da cadeia polimérica e grupo terminal redutor (GTR) presentes na molécula do depressor e ainda avaliar, por meio de técnicas espectroscópicas os minérios flotados e afundados dos testes de flotação usando dextrina, amido solúvel, amido ceroso e amido de milho industrial como agentes depressores. ii) O segundo capítulo tem como principal objetivo desenvolver um novo depressor (XMC), extraído de resíduo de fibra de milho, para substituir o amido no processo de flotação do minério de ferro. Os estudos do capítulo 1 mostraram que moléculas de amido menores resultam piores desempenhos na flotação e que a presença do GTR começa a ser positivamente influente no desempenho da flotação quando se usa moléculas pequenas, em que esse grupo está em maiores quantidades (DE = 10,6% glicose). Uma análise dos espectros de DRIFT baseada na intensidade da banda da hematita não mostrou nada além de que as amostras de concentrado contém mais hematita que as amostras de flotado, como já era esperado. A análise de espectroscopia Raman não possibilitou a observação de qualquer banda característica dos depressores usados, uma vez que só foi sensível à fase inorgânica. Os estudos do capítulo 2 mostraram o grande potencial da XMC em substituição ao amido no processo de flotação, por excelentes resultados de flotação e por ser uma alternativa sustentável, oferecendo uma destinação nobre a um resíduo industrial. Além da possibilidade em remover o amido parcial ou totalmente do processo industrial, preservando-o para a cadeia alimentar humana e animal. / The reverse cationic flotation of iron ore is a separation process used in mineralogy to separate iron compounds from others compounds present in iron ore. In this process, the starch is used as depressant and amine as collector. The knowledge of interaction mechanism between the reagents used in the flotation process and iron ore has a fundamental importance to advance iron ore enrichment technology, as well as to the development of new chemicals used in the process. This work is divided into two chapters: i) The first chapter aims to evaluate some characteristics of starch that can influence the flotation process, such as, size of the polymer chain and reducing end group (REG) present in the depressant molecule. It also aims to evaluate, by spectroscopic techniques, the reject and concentrate minerals from flotation tests using dextrin, soluble starch, waxy starch and industrial corn starch as depressant agents. ii) The second chapter aims to develop a new depressant (XMC), extracted from corn fiber residue (CFR), to replace the starch in iron ore flotation process. The results in Chapter 1 showed that short chain depressant results in worse flotation performance. The amount of REG has no effect on flotation performance up to a dextrose equivalent value of 9.2% glucose. Analysis of the DRIFT spectra based on the intensity of the hematite band only showed the concentrate samples contain more hematite than reject samples, as expected. Using Raman spectroscopy analysis, it was not possible to observe any characteristic band of the depressants used, since the Raman was only sensitive to inorganic phase. The studies in Chapter 2 showed the great potential of XMC replacing starch in flotation process, because of the excellent flotation results and the XMC be a sustainable alternative, offering a prime destination to an industrial waste. Besides, it is possible to remove the starch of industrial process partially or totally, preserving it for human and animal food chain.

A bibliometria é um instrumento quantitativo que através de medidas matemáticas e estatísticas permite mapear e gerar informações que auxiliam na tomada de decisões de uma determinada área científica. Verificou-se o evidente crescimento da produção científica na área de flotação de caulinita e da significativa importância desse assunto em meios acadêmicos, realizou-se a necessidade de um estudo de natureza bibliométrica. Este estudo é uma maneira de observar a quantidade do que está sendo produzido, quais são os principais trabalhos desenvolvidos e quais foram os resultados atingidos. O presente trabalho apresenta uma discussão de natureza bibliométrica sobre artigos publicados no mundo, relacionados sobre o assunto flotação de caulinita, em periódicos internacionais no período de 1992 e 2015. Através deste trabalho foi possível reconhecer e identificar quais são as tendências temáticas e metodológicas que estão sendo usadas, além dos principais coletores utilizados na flotação de caulinita. Os resultados mostram que é significativa a quantidade de artigos produzidos por autores chineses, especialmente a partir do ano de 2013, visto ser a China a maior produtora de alumínio no mundo, e a caulinita, é o rejeito no processo de flotação reversa do diásporo. Foram encontrados muitos estudos com propostas e estruturas semelhantes, utilizando métodos que são importantes para compreender os fenômenos físico-químicos na flotação, como: métodos de caracterização mineralógica, potencial zeta, métodos de adsorção e outros. Os artigos analisados tinham uma média de 7 páginas por artigo e todos foram pesquisados no SciVerse ScienceDirect, pertencente à editora Elsevier. Dos 39 artigos analisados, 31 possuem avaliação interdisciplinar da Coordenação de Aperfeiçoamento de Pessoal de Nível Superior (CAPES) e são classificados no estrato A1, que são artigos de mais alta qualidade. Os resultados mostraram a dificuldade de trabalhar com o tema de flotação de caulinita individualmente e confirmou que existe uma colaboração científica entre autores. No estudo por palavras-chave, (ao todo 180) verificou-se a presença de termos como \"aluminossilicatos\", \"minérios oxidados\" e \"diásporo\" junto com o termo \"caulinita\", além de outras palavras-chave como \"flotação\" e \"adsorção\". Os minerais envolvidos na flotação junto com caulinita também foram avaliados, mineral diásporo aparece frequentemente relacionando com o mineral de interesse dessa dissertação. Na avaliação por citações pelo Scopus, os artigos foram classificados conforme sua importância no meio acadêmico. Além disso, através da análise bibliométrica verificouse que os reagentes utilizados nos testes de flotação de caulinita são de grande maioria derivados de nitrogenados catiônicos. Os valores de pH mais utilizado de flotação ocorreram em meio ácido, embora, muitos coletores apresentem também bons resultados em meio neutro e/ou alcalino. Observou-se também que ainda há muito para ser pesquisado, visto que a maior parte dos artigos amostrados realizam pesquisa em escala laboratorial e não descrevem a realidade das usinas de beneficiamento de caulinita no mundo. / Bibliometrics is a quantitative instrument that, through mathematical and statistical measures, allows to map and generate information that assists in the decision-making of a certain scientific area. In the area of kaolinite flotation, a clear growth of scientific production and a significant importance of this subject in academic areas were noted, thus warranting the need for a bibliometric study. This study is a way to observe the amount being produced, which are the main projects under development and which results have been obtained. The current work presents a bibliometric discussion on articles published worldwide concerning kaolinite flotation in international journals from 1992 to 2015. This work allowed to recognize and identify which are the thematic and methodological trends that are being used, in addition to the main collectors used in kaolinite flotation. The results show that a significant amount of articles is produced by Chinese authors, especially from 2013, as China is the largest aluminum producer in the world, and kaolinite is the reject in the reverse flotation process of diaspore. Many studies using methods that are important to understand physicochemical phenomena in flotation, with similar proposals and structures, were found, such as: mineralogical characterization methods, zeta potential, adsorption methods and others. Assessed articles had, on average, 7 pages each and all were searched in Elsevier\'s SciVerse ScienceDirect. Thirty-one out of the 39 analyzed articles have interdisciplinary evaluation of the Coordination for the Improvement of Higher Education Personnel (CAPES) and are rated at stratum A1, which corresponds to higher quality articles. The results showed the difficulty of working with kaolinite flotation individually and confirmed that there is scientific collaboration among authors. The study by keyword (180 in total) found terms as \"aluminosilicate\", \"oxidized ores\" and \"diaspore\" together with \"kaolinite\", in addition to other keywords, such as \"flotation\" and \"adsorption\". Minerals involved in flotation together with kaolinite were also evaluated, and diaspore mineral frequently appears related to the mineral of interest of this dissertation. Articles were rated according to their importance in the academic world using the assessment of citations by Scopus. In addition, bibliometric analysis showed that reagents used in kaolinite flotation tests are mostly derived from cationic nitrogenated compounds. Most used pH values in flotation are acidic, although many collectors also have good results in neutral and/or alkaline media. It was also noted that there is still much to be researched, since most articles sampled researched in laboratory scale and do not describe the reality of processing plants of kaolinite in the world.

Made available in DSpace on 2014-06-12T17:38:13Z (GMT). No. of bitstreams: 2 arquivo2442_1.pdf: 2765637 bytes, checksum: affd660c00db04a039471d81874c3b92 (MD5) license.txt: 1748 bytes, checksum: 8a4605be74aa9ea9d79846c1fba20a33 (MD5) Previous issue date: 2009 / Secretaria de Educação de Pernambuco / O aumento na produção da indústria petrolífera vem se tornando cada vez mais expressivo e até chegar aos derivados de petróleo, esse processo industrial gera vários tipos de resíduos. Um desses resíduos é a água de produção. Essas águas de produção contêm, além de alta salinidade, resíduos de óleo, dureza, turbidez, cor e alta concentração de sulfato. Por causa dessas características, o tratamento e a disposição final, da grande quantidade de água de produção gerada nas indústrias petrolíferas, tornaram-se os maiores problemas dessas indústrias. A fim de estudar uma forma adequada de tratar a água de produção, dois processos de tratamento, um envolvendo a Flotação por Ar Dissolvido (FAD) e o outro a Sedimentação, foram utilizados na Unidade Ativo de Produção UNSEAL (Unidade Sergipe Alagoas), localizada em Pilar AL. Alguns parâmetros, como cloretos, cor, DQO, turbidez, óleos e graxas foram testados para verificar a eficiência de remoção de alguns contaminantes. Nesse estudo, as concentrações do coagulante (sulfato de alumínio comercial e Tanfloc SS®), além do pH da amostra foram variados, a fim de obter a otimização do processo de tratamento. Os tempos de floculação e flotação também foram variados, assim como a rotação de mistura rápida. Os resultados mostraram que a sedimentação foi mais eficiente do que a FAD na remoção dos interferentes. Por outro lado, ao comparar os coagulantes, observou-se que o Tanfloc SS® teve melhor desempenho que o sulfato de alumínio, no teste para a otimização do processo de tratamento. Dentre as concentrações testadas, a menor concentração a apresentar resultados satisfatórios de remoção foi 20 mg/L, tanto para o sulfato de alumínio como para o Tanfloc SS®. Todas as análises destinadas à obtenção dos resultados foram realizadas no Laboratório de Saneamento Ambiental da Universidade Federal de Pernambuco UFPE. Assim, ao observar todos os resultados, chegou-se a conclusão que o processo de tratamento que mais se adaptou à água de produção foi a sedimentação e que os melhores parâmetros testados foram: o coagulante Tanfloc SS®, com o pH da amostra bruta; a rotação rápida de 150 rpm; o Tf (tempo final) de 20 minutos. Em relação ao sulfato de alumínio, este mostrou melhor remoção de contaminantes utilizando uma amostra com pH 7,0. Os testes de DQO e cloretos apresentaram eficiências abaixo de 25%. A remoção de cor e turbidez apresentaram eficiências acima de 80% na maioria dos testes realizados e as análises de remoção de óleos e graxas apresentaram resultados abaixo de 42 mg/L, que é valor máximo permitido para descarte pela legislação vigente

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

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

O trabalho apresenta resultados comparativos, em escala de laboratório, de recuperação de sulfetos de cobre e molibdênio e inclui uma análise detalhada do estado da arte na flotação de partículas minerais finas (“F” 40 a 13 μm) e ultrafinas (“UF” < 13 μm) utilizando a técnica de flotação extensora (“extender flotation”) com diferentes tipos de óleos minerais. Os estudos foram realizados utilizando minério da usina concentradora da Mina Chuquicamata – Chile / Divisão Codelco Norte e visaram o aumento da recuperação de Cu e MO nas frações F-UF sem comprometer a recuperação das outras frações nem a qualidade do concentrado. No processo de flotação extensora, óleos não polares são utilizados na forma não emulsificada ou emulsificada (para aumentar sua difusão em solução aquosa) em concentrações da ordem de 20-120 g×t-1 juntamente com os coletores tradicionais. A palavra “extensora” refere-se ao fenômeno de espalhamento do óleo em superfícies hidrofóbicas, causando um aumento significativo na hidrofobicidade das partículas, e tem o sentido de extensão de uma película superficial sobre as partículas. Foram avaliados parâmetros químicos (tipo e concentração de óleo adicionado juntamente com os coletores convencionais), físicos (diâmetro de gotas dos óleos emulsificados), e operacionais (aspectos na geração de emulsões). Os resultados foram comparados com ensaio que simula o comportamento da flotação Rougher primária da empresa que processa os sulfetos (ensaio Standard - STD) e avaliados em termos de recuperações metalúrgicas, teores totais de Cu e Mo (concentrados e rejeitos), recuperação real (true flotation), constante cinética de flotação (K - modelo Klimpel) e grau de arraste hidrodinâmico das partículas de valor. Os melhores resultados foram encontrados na flotação extensora usando óleo Diesel emulsificado (> 60 g×t-1). As recuperações de Cu variaram entre 85 - 90 % (84 % no STD), com teores de Cu de 14 - 17 % (15 % Cu no STD) e 3,5 - 4,5 min-1 para a constante cinética de flotação comparada com 3 min-1 no Standard. Para a molibdenita (MoS2) os resultados apresentaram recuperações superiores a 78 % (72,6 % no STD) e ganho de recuperação real superior a 7 %. A adição de querosene emulsificado apresentou menores ganhos em relação ao óleo Diesel, que foram explicados pela interação existente entre os grupos naftênicos do Diesel e os sítios hidrofóbicos dos sulfetos. A flotação extensora com injeção de óleo Diesel não emulsificado mostrou redução significativa na constante cinética de flotação e não apresentou ganhos significativos na recuperação de Cu e Mo em comparação com o STD e resultados inferiores quando comparados com os ensaios EXT com o mesmo óleo emulsificado. Os estudospermitiram concluir que a técnica de flotação extensora com óleos contendo grupos naftênicos como o óleo Diesel e derivados, na forma emulsificada, aumenta a recuperação das partículas finas e ultrafinas de sulfetos de cobre e molibdênio. A interação das gotículas de óleo com as partículas dos sulfetos, com os coletores já adsorvidos, é caracterizada pela existência de etapas sucessivas de colisão, adesão, formação de lentes, espalhamento das lentes de óleo e agregação entre as partículas. Os resultados são discutidos em termos do aumento da hidrofobicidade e agregação das partículas F-UF por forças de efeito hidrofóbico. / The aim of this work was to evaluate, at laboratory scale, the effect of the extender flotation in the recovery by flotation of fines (“F” 40-13 μm) and ultrafines (“UF” < 13 μm) mineral particles of a copper/molybdenum sulphide ore, and compared with a standard mill laboratory procedure (STD). The sulphide ore correspond to the feed in the Rougher flotation stage from the Chuquicamata concentrator plant, of the “Corporación Nacional del cobre del Chile”, Codelco S.A, (Chuquicamata mine – Codelco North Division). Chemical parameters (type and oil concentration added with conventional collectors), physical parameters (emulsified oil drops diameter), and operational (aspects in the emulsion) were evaluated. Results were compared with the mill test that simulates the behaviour of the Rougher flotation of the plant that dresses the sulphide ore (Standard – STD). The main parameters were evaluated through metallurgical recoveries and grades of Cu and Mo (concentrates and tailings), “true” flotation values, process rate constant (Klimpel model) and the degree of hydrodynamic drag. Both oils yielded higher metallurgical efficiencies than the mill standard but better results were obtained with the extender flotation, with emulsified diesel oil (> 60 gt-1) and concentrate recoveries were in the order of 85-90 % (84 % in the STD), 14-17 % Cu grade (15 % Cu in the STD) and 3.5-4.5 min-1 for the Klimpel rate constant (compared to 3 min-1 in the STD). Compared with the molybdenyte (MoS2) the results yielded recoveries higher than 78 % (72,6 % in the STD) and a true flotation gain higher than 7 %. The emulsified kerosene oil yielded lesser gains compared to the Diesel oil, that may be explained by the interaction between the Diesel naftenic groups and the sulphide hydrophobic sites. The extender flotation with the non emulsified Diesel oil injection did not yielded significative gains in the recovery of Cu and Mo and it did not presented a significative reduction in the rate constant, with a thicker foam zone compared with the extender mill tests with the same emulsified oil. The studies allow to conclude that the extender flotation technique with oils containing naftenic groups as the Diesel oil, in the emulsified form, increases the recovery of F-UF particles of copper/molybdenum sulphide. Results are discussed in terms of the increase of the hydrophobicity and the aggregation of the F-UF particles by hydrophobic forces effect. The interaction of the oil drops with the sulphide particles, with adsorbed collector, is characterized by the existence of the steps of collision, adhesion, lenses formation, oil lenses spread and aggregation among particles.