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Alternativas para o tratamento de ultrafinos de minério de ferro da Mina do Pico/MG por flotação em coluna

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Alternativas para o tratamento de ultrafinos de minério de ferro da Mina do Pico/MG por flotação em coluna

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Título Alternativas para o tratamento de ultrafinos de minério de ferro da Mina do Pico/MG por flotação em coluna
Autor Santos, Everton Pedroza dos
Orientador Rodrigues, Rafael Teixeira
Data 2010
Nível Mestrado
Instituição Universidade Federal do Rio Grande do Sul. Escola de Engenharia. Programa de Pós-Graduação em Engenharia Minas, Metalúrgica e de Materiais.
Assunto Flotação
Minério de ferro
Tratamento de minérios
Resumo 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).
Abstract 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.
Tipo Dissertação
URI http://hdl.handle.net/10183/23944
Arquivos Descrição Formato
000739607.pdf (2.887Mb) Texto completo Adobe PDF Visualizar/abrir

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