( PDF ) Rotas de processo para minérios goethíticos

Download PDF

ads:

UNIVERSIDADE FEDERAL DE MINAS GERAIS

Curso de Pós-Graduação em Engenharia Metalúrgica e de Minas

Dissertação de mestrado

“Rotas de processo para minérios goethíticos”

Autor: Aloísio Sá Cabral

Orientador: Antônio Eduardo Clark Peres

Março /2010

id19097187 pdfMachine by Broadgun Software - a great PDF writer! - a great PDF creator! - http://www.pdfmachine.com http://www.broadgun.com

ads:

Livros Grátis

http://www.livrosgratis.com.br

Milhares de livros grátis para download.

UNIVERSIDADE FEDERAL DE MINAS GERAIS

Curso de Pós-Graduação em Engenharia Metalúrgica e de Minas

Aloísio Sá Cabral

ROTAS DE PROCESSO PARA MINÉRIOS GOETHÍTICOS

Dissertação de Mestrado apresentada ao Curso de Pós-Graduação em

Engenharia Metalúrgica e de Minas da Universidade Federal de Minas Gerais

Área de concentração: Tecnologia Mineral

Orientador: Antônio Eduardo Clark Peres

Março / 2010

ads:

iii

AGRADECIMENTO

Agradeço a VALE por ter permitido a publicação dos dados contidos neste trabalho,

À Eng

. Maria de Lourdes, mais conhecida como Dedé, por ter me alertado de um

potencial adormecido e mostrar-me uma luz no fim de um túnel,

Ao amigo, chefe e companheiro de trabalho Paulo Horta, por acreditar e criar

condições favoráveis para que eu pudesse continuar os meus estudos de pós-

graduação,

Ao colega de trabalho, Doutor Leonardo Queiroz, por ser o meu consultor para o

desenvolvimento deste trabalho,

Ao meu orientador Professor Antonio Eduardo Clarck Peres, pelo seu empenho e

dedicação para a minha orientação. O seu conhecimento me ajudou a percorrer um

caminho longo e árduo que ao final do percurso me proporcionou um conhecimento

que jamais pensaria em chegar,

À minha esposa Maria Regina, por ter me dado condições e proporcionar um

ambiente favorável aos meus dias e noites de estudo,

À minha mãe Dona Zélia, ao meu pai Dudu Cabral, por iniciarem todo o processo da

minha educação,

Aos meus filhos André e João Vitor pela compreensão por me faltar em momentos

difíceis em que passaram durante a minha ausência, ora por motivo dos estudos, ora

por trabalho fora de casa,

Aos irm

ãos e amigos por compreenderem a minha ausência nos momentos marcantes

da vida de um ser humano.

SUMÁRIO

1. INTRODUÇÃO .......................................................................................................01

2. OBJETIVO...............................................................................................................03

3. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA ...................................................................................04

3.1 Mineralogia do minério de ferro...............................................................................04

3.1.1 Minerais portadores de ferro ........................................................................04

3.1.2 Principais minerais de ganga ......................................................................08

3.2 Mineralogia do minério de ferro no Brasil.............................................................09

3.2.1 Abordagens nos processos genéticos e aplicados na extração

do minério.................................................................................................09

3.2.2 Liberação de fases minerais..........................................................................10

3.3 Técnicas aplicadas à caracterização mineralógica................................................10

3.4 Concentração de minério de ferro por flotação......................................................14

3.4.1 Mecanismos de adsorção de aminas em minerais oxidados

de ferro e em quartzo.............................................................................15

3.4.2 Utilização do amido como depressor de minerais de

ferro na flotação catiônica do quartzo.....................................................17

3.4.3 Cinética de flotação......................................................................................19

3.5 Teoria sobre processo de cominuição....................................................................20

3.5.1 Relação entre energia consumida e granulometria do produto...............21

3.5.2 Mecanismos de fragmentação de uma partícula.....................................24

3.6 Métodos de concentração atualmente usados no Brasil........................28

3.6.1 Dados históricos.......................................................................................28

3.6.2 Métodos normalmente aplicados............................................................29

4. METODOLOGIA......................................................................................................32

4.1 Caracterização mineralógica............................................................................32

4.2 Testes em escala de bancada...........................................................................32

4.3 Testes em escala piloto.....................................................................................33

4.4 Trabalhos de projeto..........................................................................................33

4.5 Técnicas analíticas.............................................................................................33

4.6 Estudos granuloquímicos..................................................................................34

4.7 Estudos mineralógicos e microestruturais .......................................................34

4.8 Procedimentos experimentais...........................................................................34

4.8.1 Preparação das amostras......................................................................35

4.9 Separação magnética (fração -1,0 +0,15mm )..................................................36

4.10 Deslamagem (fração -0,15mm).........................................................................36

4.11 Flotação em bancada (fração -0,15mm)............................................................36

4.12 Estudos de simulação e balanço de massa......................................................37

5. RESULTADOS E DISCUSSÕES...........................................................................38

5.1 Caracterização mineralógica..................................................................................38

5.2 Circuito de peneiramento e britagem quaternária.................................................44

5.2.1 Peneiramento quaternário 1.....................................................................44

5.2.2 Britador quaternário...................................................................................47

5.2.3 Peneiramento quaternário 2.....................................................................49

5.3 Classifica

ção da fração -1,0 mm...........................................................................52

5.3.1 Classificação em ciclones de 26 polegadas...............................................53

5.3.2 Classificação em classificador espiral.......................................................57

5.4 Concentração magnética de baixa intensidade.....................................................60

5.5 Concentração magnética de alta intensidade......................................................64

5.6 Circuito de deslamagem.........................................................................................65

5.6.1 Deslamagem 1.............................................................................................68

5.6.2 Deslamagem 2.............................................................................................69

5.6.3 Deslamagem 3.............................................................................................70

5.7 Circuito flotação.....................................................................................................73

6. CIRCUITO INDUSTRIAL.........................................................................................78

6.1 Balanço de massa industrial....................................................................................80

7. CONCLUSÃO..........................................................................................................85

8. SUGESTÕES FUTURAS........................................................................................87

8.1 Rota de processo para o rejeito da concentração magnética de alta intensidade

WHC.............................................................................................................................87

8.2 Rota de processo para recuperação de lamas.................................................89

9. RELEVÂNCIA DOS RESULTADOS.......................................................................91

10. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS......................................................................93

11. ANEXOS.................................................................................................................95

vii

LISTA DE FIGURAS

Figuras Título da figura Página

3.1 Minérios de ferro com cristais tipicamente porosos

3.2 Minérios de ferro com cristais tipicamente compactos

3.3 Esquema geral do microscópio eletrônico de varredura

3.4 Estruturas das moléculas de glicose, amilose e amilopectina

3.5 Relação entre a energia fornecida e o tamanho da partícula na

cominuição

3.6 Esquema de fratura por abrasão

3.7 Esquema de fratura por compressão

3.8 Esquema de fratura por impacto

3.9 Distribuição de tamanhos em função do tipo de fragmentação 26

5.1 Fotomicrografias com as principais texturas/microestruturas e

associações minerais presentes no ROM rico – mic

roscopia ótica

de luz refletida

5.2 Fotomomicrografias com as principais texturas/microestruturas e

associações minerais presentes no ROM goethítico – microscopia

ótica luz refletida

5.3 Fotomomicrografias com as principais texturas/microestruturas

e associações minerais presentes no ROM pobre – microscopia

ótica de luz refletida

5.4 Fluxograma de processo para os testes de peneiramento e

britagem quaternária

5.5 Eficiência de britagem real do HP 400 versus eficiência adotada 49

5.6 Rota de processo para o peneiramento quaternário 1 e 2

viii

5.7 Rota de processo adotada para o circuito de classificação 53

5.8 Curvas de partição do ciclone de 26”.

5.9 Curvas de partição do classificador espiral.

5.10

Curva de partição do ciclone de 26” comparada à curva do

classificador espiral

5.11 Recuperação em massa e % de massa magnética . 62

5.12 Correlação de recuperação em massa versus massa magnética

5.13 Valores dos teores de Al

na alimentação e do underflow – testes

em bancada

5.14 Correlação entre o teor de ferro da alimentação versus teor de ferro

do underflow

5.15 Rota de processo adotada para o circuito de deslamagem 67

5.16

Correlação entre Al

na alimentação e do underflow – testes em

bancada

5.17 Rota de processo para o estudo em escala piloto 74

5.18

Balanço de massa simulado para o circuito de flotação

5.19

Nova rota de processo para o circuito de flotação

5.20 Rota de processo e balanço de massa da flotação adotados 77

6.1 Fluxograma de processo do circuito industrial 78

6.2 Legenda de valores adotados no balanço de massa 81

6.3 Composição do sínter feed 82

6.4 Fluxograma de processo e balanço de produtos 83

8.1 Rota de processo com simulação de balanço de massa para o

rejeito WHC

8.2 Rota de processo para a recuperação de lamas e rejeito WHC 89

LISTA DE TABELAS

Tabela Título da tabela Página

3.1 Fórmula química, composição e propriedades dos

minerais portadores de ferro

3.2 Fórmula química, composição e propriedades dos

principais minerais de ganga

5.1 Teores globais das amostras de pequeno volume comparados aos

teores apresentados pelo modelo geológico preliminar, por tipo de

Run of Mine

5.2 Quantificação mineralógica e proporção entre os minerais de ferro,

por tipo de Run of Mine

5.3 Quantificação mineralógica e proporção entre ganga e minerais

acessórios, por tipo de Run of Mine

5.4 Características dos equipamentos de processo adotados para os

testes

5.5 Granulometria dos testes do peneiramento quaternário 1

5.6 Partição e eficiência de passantes no peneiramento quaternário 1

5.7 Referência da taxa de peneiramento – t/h/m

5.8 Resultados de testes de britagem, britador HP400 – Usina de

Brucutu

5.9 Eficiência de britagem simulada 48

5.10 Referência de taxa de peneiramento 49

5.11 Resultados dos testes piloto, peneiramento quaternário 2 50

5.12 Partição e eficiência de passantes, peneiramento quaternário 2 50

5.13 Resumo do balanço de massa, peneiramento quaternário 1 e 2 51

5.14 Cálculo da carga circulante 54

5.15 Memória de cálculo partição do hidrociclone de 26 polegadas 54

5.16 Balanço de massa, modelo de Plitt 55

5.17 Balanço granulométrico, modelo de Plitt 55

5.18 Valores memória de cálculo, modelo de Plitt 55

5.19 Resultados do software de simulação Usimpac 56

5.20 Resultados de granulometria do classificador espiral - Usimpac 57

5.21 Granulometria da fração 0,15mm do circuito de classificação-

Usimpac

5.22 Teores circuito de classificação 58

5.23 Memória de cálculo da partição classificador espiral – balanço

redudante

5.24 Resultados de testes em bancada de concentração magnética de

baixa intensidade

5.25 Resultado piloto da concentração magnética de baixa intensidade-

WDRE

5.26 Fator de enriquecimento, concentração magnética baixa intensidade 64

5.27

Resultados teste piloto de concentração magnética

de alta

alta intensidade (amostra teor pobre)

5.28 Resultados teste piloto de concentração magnética de alta

intensidade (amostra teor médio)

5.29 Fator de enriquecimentoconcentração magnética de alta intensidade 65

5.30 Resultados de testes de bancada para o circuito de deslamagem 66

5.31 Resultados da simulação para o circuito de deslamagem 1 68

5.32 Resultados da simulação para o circuito de deslamagem 2 70

5.33 Resultados da simulação para o circuito de deslamagem 3 70

5.34 Resultado global da simulação do circuito de deslamagem 71

5.35 Balanço metalúrgico simulado do circuito de deslamagem 72

5.36 Resultados cinética de flotação em teste de bancada 73

5.37 Dosagem de reagentes adotada para o teste de referência em

bancada

5.38 Resultados testes de cinética em escala piloto 74

6.1 Qualidade do ROM goethítico rico 79

6.2 Valores de recuperações para o desenvolvimento do balanço de

massa

6.3 Índices de processo e volume de produção 80

6.4 Qualidade do sínter feed 81

6.5 Qualidade e distribuição da massa de sínter fedd e pellet feed 82

RESUMO

O estudo proposto teve por objetivo desenvolver uma rota de processo para beneficiar

um corpo de minério de ferro com previsão de 14 anos de operação. O

empreendimento está localizado no estado de Minas Gerais, aproximadamente 40km

a sudeste de Belo Horizonte. Ocupará uma área aproximada de 1.600 hectares,

situada parcialmente nos municípios de Rio Acima, Raposos, Caeté e Santa Bárbara,

sendo a empresa empreendedora a Vale. O corpo de minério estudado foi

denominado de ROM goethítico rico e possui uma mineralogia constituída de

hematita, magnetita, hematita martítica e goethita. A metodologia adotada para o

desenvolvimento do trabalho considerou um tratamento específico para cada fase do

projeto, caracterização mineralógica, testes em escala de bancada e testes em escala

piloto. Os resultados da caracterização mineralógica indicaram que os minérios

contidos na jazida são hidratados, sendo a hematita martítica o mineral de ferro mais

abundante, apresentando partículas em processo de martitização com grande

participação de magnetita. O fluxograma de processo adotado para a britagem contou

com estágios de britagem primária, secundária e terciária. O produto da britagem é o

material menor que 38,0mm . A rota de processo para a usina de concentração contou

com estágio duplo de peneiramento a 8,0mm e 1,0mm, um circuito de britagem

quaternária, um circuito duplo de classificação em hidrociclones seguido de

classificadores espirais. Não houve necessidade de concentrar as frações -8,0+1,0mm

e -1,0 + 0,15mm. Ambas compuseram o sínter feed. Devido à presença da magnetita,

houve a necessidade de um circuito de concentração magnética de baixa intensidade

como proteção do circuito magnético de alta intensidade. Ambos os concentrados

foram combinados para compor o sínter feed. O rejeito da concentração magnética de

baixa intensidade alimentou o circuito concentração magnética de alta intensidade.

Fez-se necessário o uso de um estágio triplo de deslamagem com injeção de NaOH,

opcionalmente. Para o circuito de flotação foi adotado o circuito convencional nos

estágios rougher, cleaner e scavenger. No circuito scavenger adotaram-se dois

estágios denominados de scavenger 1 e 2. No circuito de espessamento e filtragem

foram adotados espessadores convencionais para a lama e concentrado, filtros de

esteira para o sínter feed gerado na concentração magnética e filtros a disco para o

pellet feed. O resultado final do empreendimento contou com uma produção de 24Mta

de produto, sendo 72% de sínter feed e 28% de pellet feed.

xii

ABSTRACT

The proposed study aimed at developing a process route to process an iron ore body

with 14 years of predicted operation. The enterprise, belonging to VALE, is located in

Minas Gerais, at approximately 40km southeast from Belo Horizonte, occupying 1,600

ha in the municipalities Rio Acima, Raposos, Caeté, and Santa Bárbara. The ore body

was designated as rich and contains the minerals hematite, magnetite, martitic

hematite, and goethite. Specific methodologies were adopted to each project phase:

mineralogical characterization, laboratory scale experiments, and pilot scale tests. The

results from the mineralogical characterization indicated the presence in the deposit of

hydrated minerals, martitic hematite being the predominant iron bearing species,

presenting particles in a martitization process with significant participation of magnetite.

The adopted crushing flowsheet included primary, secondary, and tertiary stages. The

crushing product is in the size range passing 38.0mm. The concentrator process route

started with double stage screening at 8.0mm and 1.0mm, a quaternary crushing

circuit, a double hydrocyclones classification circuit followed by spiral classifiers. The

fractions -8.0+1.0mm and -1.0 + 0.15mm did not require concentration and were

combined as sinter feed. Due to the magnetite presence, a low intensity magnetic

separation circuit is required, as protection for the high intensity magnetic circuit. The

use of a triple desliming stage with optional NaOH injection was necessary. A

conventional flotation circuit with rougher, cleaner, double scavenger stages was

selected. Conventional thickeners were adopted for slimes and concentrate. Belt filters

were chosen for the sinter feed from the magnetic concentration and disc filters for the

pellet feed. The final result was 24Mta of product consisting of 72% sinter feed and

28% pellet feed.

1. INTRODUÇÃO

O estudo proposto teve por objetivo desenvolver uma rota de processo para beneficiar um

corpo de minério de ferro com previsão de início de operação em janeiro de 2013 e

exaustão em 2026, totalizando 14 anos de operação.

O empreendimento denominado Mina Apolo ser

á implementado no estado de Minas

Gerais, aproximadamente 40 km a sudeste de Belo Horizonte. Ocupará uma área

aproximada de 1.600 hectares, situada parcialmente nos municípios de Rio Acima,

Raposos, Caeté e Santa Bárbara, sendo a Vale a empresa empreendedora.

O aproveitamento do potencial econ

ômico da área enquadra-se no perfil do Quadrilátero

Ferrífero, região com marcante vocação mineradora, devido à diversidade de recursos

minerais, aliada ao volume de material disponível em suas jazidas e infra-estrutura

capacitada para transportar o produto final.

A metodologia de lavra a ser adotada ser

á a céu aberto por meio de bancadas. Esta

escolha foi baseada nas características geológicas e físicas dos minérios e estéreis, na

geometria da jazida e na movimentação anual requerida.

Os dep

ósitos de minério de ferro da estrutura geológica denominada Sinclinal Gandarela

são reconhecidamente uma das maiores jazidas ainda parcialmente exploradas do

mundo. Os diversos trabalhos de pesquisa e prospecção geológica já realizados nesta

área confirmam a abundância deste recurso mineral e estimam uma reserva de 601,519

milhões de toneladas de minério de ferro.

O projeto Mina Apolo ter

á como premissa uma capacidade produtiva de 24Mta com as

seguintes visões:

 manter o patamar de produção de 160 Mtpa das minas localizadas na região sudeste

do país devido a exaustão de outras unidades;

 proporcionar benefícios da economia de escala tornando o empreendimento

competitivo;

id1836984 pdfMachine by Broadgun Software - a great PDF writer! - a great PDF creator! - http://www.pdfmachine.com http://www.broadgun.com

 aproveitar os recursos naturais existentes com o mínimo de impacto ambiental, sócio-

econômico e cultural, isto é, ser um empreendimento sustentável;

 ter uma rentabilidade compatível com os níveis de investimentos requeridos,

agregando valores aos acionistas;

 alavancar o fortalecimento da posição estratégica do Brasil e da empreendedora no

mercado mundial de minério de ferro.

Com a redu

ção da granulometria natural dos minérios das minas localizadas na região

sudeste do país, tornou-se prioritário o desenvolvimento de projetos que apresentem

potencial para produção de minérios granulados ou sínter feed . Daí a importância do

projeto Mina Apolo, pois possui um potencial para produção de um maior volume de

sínter feed.

O min

ério estudado foi dividido em dois grupos e possui uma caracterização mineralógica

com a seguinte constituição:

 ROM rico : 10,4% de hematita, 16% de magnetita, 60,6% de hematita martítica e 13%

de goethita;

 ROM goethítico: 6,5% de hematita, 5,1% de magnetita, 49,8% de hematita martítica e

38,6% de goethita.

As amostras caracterizadas exibem ainda elevada porosidade. A hematita mart

ítica e a

goethita são portadores de contaminantes, Al

e P, que ficam alojados nos poros

interconectados.

A caracter

ística mineralógica do ROM da Mina Apolo é apresentar baixa resistência

mecânica com tendência à geração de finos por abrasão.

2. OBJETIVO

Esta proposta de disserta

ção teve por objetivo desenvolver uma rota de processo de

beneficiamento mineral, capaz de absorver variação granulométrica e química do ROM,

garantir uma operação contínua inserindo soluções tecnológicas de maneira que a planta

tenha uma disponibilidade sustentável para a produção de 24Mta.

3. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA

3.1 Mineralogia do minério de ferro

3.1.1. Minerais portadores de ferro (Dana, 1974)

Hematita:

A hematita

é o mais importante mineral de ferro e, também, o mineral de maior significado

encontrado nos minérios pré-cambrianos. Em termos químicos, a hematita é considerada

como Fe

puro, com 69,94% de ferro e 30,06% de oxigênio.

Goethita :

A goethita

é um mineral muito comum e se forma, sob condições de oxidação, como

produto de intemperismo dos minerais portadores de ferro. Forma-se, também, como

precipitado direto, inorgânico ou biogênico, sendo amplamente disseminado, como

depósito em pântanos e fontes. Em termos químicos, a composição da goethita pode ser

expressa da seguinte forma: 62,9% de ferro, 27,0% de oxigênio e 10,1% de água. O

manganês está muitas vezes presente em quantidades acima de 5,0%. A goethita que

ocorre nos minérios de ferro apresenta estrutura variável, que vai desde um material

maciço até um material celular de cor amarelo-ocre.

As cavidades dos min

érios de ferro são frequentemente preenchidas com uma fina

camada de goethita, que apresenta bandamento coloforme ou mamilar. Essas camadas

sugerem deposição coloidal e essa estrutura é conhecida como goethita metacoloidal. A

origem coloidal da maior parte da goethita presente nos minérios de ferro é responsável

por importantes relacionamentos geoquímicos.

Goethita-terrosa :

É o nome que se aplica aos hidróxidos de ferro hidratados, de baixa cristalinidade ou

amorfos, representados pela fórmula FeO.OH.nH

É formada em grãos altamente intemperizados, sendo produto da alteração de óxidos,

sulfetos e silicatos de ferro. Pode ocorrer em formas maciças, como crostas, como

preenchimento de cavidades estalactíticas e como capeamento de rochas.

Magnetita :

A magnetita

é uma espinela (óxido duplo) e é componente essencial de muitas formações

ferríferas. Em termos químicos, é usualmente considerada como Fe

puro com 72,4%

de ferro e 27,6% de oxigênio. No entanto, as magnetitas naturais, em virtude da extrema

flexibilidade da estrutura atômica da espinela, contêm, usualmente, quantidades menores

de elementos como Mg, Mn, Zn, Al, Ti e outros na sua estrutura. Quase que

universalmente, a magnetita tende a apresentar granulação média, comumente muito

mais grossa que quartzo, hematita e silicatos de ferro, com os quais coexiste. A magnetita

normalmente ocorre como octaedros, em camadas que se alternam com camadas

silicosas nas formações ferríferas. A oxidação a baixa temperatura, frequentemente

relacionada à lixiviação ou movimento do lençol d'água, usualmente converte o cristal de

magnetita a grãos de hematita, conservando a morfologia octaédrica da magnetita. Essa

forma de hematita é denominada martita, que é, portanto, pseudomorfa da magnetita. A

martitização é um processo muito comum de formação de minério e é usualmente

associada à disseminação das formações ferríferas bandadas, na produção dos minérios

hematíticos.

As figuras 3.1 e 3.2 ilustram os min

érios de ferro tipicamente porosos e compactos.

Figura 3.1 – Minérios de ferro com cristais tipicamente porosos.

Hematita

Mart

ítica

Goethita

Terrosa

Goethita

Anfibol

ítica

Ilustração

Goethita

Alveolar

Mineral

Figura 3.2 – Minérios de ferro com cristais tipicamente compactos.

A tabela 3.I mostra, baseada nos principais tipos texturais de cristais de

óxidos/ hidróxidos

de ferro (Queiroz et al., 2003), a fórmula química, composição e propriedades dos

minerais portadores de ferro,

Hematita

Especular

Hematita

Lamelar

Hematita

Granular

Hematita

Sinuosa

Ilustração

Magnetita

Tabela 3.I – Fórmula química, composição e propriedades dos minerais portadores de

ferro (Queiroz et al.,2003)

MINERAL

ÓRMULA /

COMPOSIÇÃO

ILUSTRA

ÇÃO CARACTERÍSTICAS

HEMATITA

- Especular

- Lamelar

- Granular

rescritalizada

%FeT

67,75 a 69,61

Textura:

varia de porosa a

compacta.

Formato: irregulares

inequidimensionais,

regulares

equidimensionais,

inequidimensionais com

hábito tabular e granular.

MAGNETITA

%FeT

71,68 a 72,19

Cristais eu

édricos,

isolados ou em

agregados.

Cristais compactos.

Apresenta alta

susceptibilidade

magn

ética.

HEMATITA

MART

ÍTICA

%FeT

67,75 a 69,61

Hematita com h

ábito de

magnetita.

Oxida

ção segundo os

planos cristalográficos da

magnetita.

Geralmente porosa.

GOETHITA



- FeO.OH

%FeT

58,02 a 62,70

%PF

9,97 a 10,98

Cristais aciculares.

Maci

ça a porosa.

Reniforme, estalact

ítica

em agregados fibrosos

radiais.

3.1.2. Principais minerais de ganga (Dana, 1974)

Quartzo :

O quartzo é o principal mineral de ganga presente nos minérios ricos, sendo encontrado

em uma grande variedade de ambientes geológicos. Ocorre como um componente

importante nas rochas ígneas e metamórficas, sendo extremamente resistente tanto ao

ataque químico como físico. A desintegração das rochas ígneas que o contem produz

grãos de quartzo que, ao se acumularem, formam a rocha denominada arenito. Em

termos químicos o quartzo é considerado como SiO

puro com 46,7% de silício e 53,3%

de oxigênio.

Caulinita :

A caulinita

é um silicato de alumínio hidratado. Ocorre como um produto de

intemperização química dos feldspatos, sendo que, nesses casos, processos

sedimentares transportam, classificam e redepositam a caulinita em leitos de grande

extensão. Ocorre, também, como produto de alteração hidrotermal de silicatos em torno

de veios de sulfetos, fontes quentes e “geysers”. Em termos químicos, a caulinita é

considerada como sendo Al

(OH)

com 39,5% de alumina, 46,5% de sílica e 14,0%

de água.

Gibbsita:

A gibbisita

é considerada como sendo Al(OH)

, com 62,8 a 65,3% de Al

e 31,8 a

34,12% de perda ao fogo. É insolúvel. Assume a cor azul quando é umedecida com

nitrato de cobalto e posteriormente aquecida (alumínio).

A tabela 3.2 mostra a f

órmula química e propriedades dos principais minerais de ganga.

Tabela 3.2 - Fórmula química, composição e propriedades dos principais minerais

de ganga (Queiroz et al., 2003)

MINERAL

ÓRMULA

COMPOSIÇÃO

ILUSTRAÇÃO CARACTERÍSTICAS

QUARTZO

100% SiO

Fratura conc

óide, brilho

vítreo (às vezes

gorduroso).Incolor ,

branco ou colorido por

impurezas.

Granulometria dos

cristais variando de fina

a matacos.

CAULINITA

[Si

](OH)

%PF

13,47 a 13,92

% SiO

45,48 a 46,07

% Al

38,07 a 39,82

Brilho terroso, opaco; as

placas de cristal s

ão de

brilho nacarado.

Apresenta cor branca ou

muitas vezes colorida

por mpurezas.

3.2 Mineralogia do minério de ferro no Brasil, Araujo et al. (2003)

3.2.1 Abordagens nos processos genéticos e aplicados da extração de minério

As duas principais áreas produtoras de minério de ferro no Brasil são: o Quadrilátero

Ferrífero, localizado no sudeste do país no Estado de Minas Gerais, e a Província Mineral

de Carajás, no Norte do país, no Estado do Pará.

Ambas as

áreas representam enriquecimento de formações bandadas de ferro datadas

do período arqueano e proterozóico. A mineralogia de tais depósitos de minério de ferro é

geralmente estudada por geólogos com o objetivo de entender sua gênese. Em tais casos

a descrição mineralógica é focada em fases minerais portadoras de ferro e sua

interrelação com os processos geológicos diversos.

Embora relevante para a compreens

ão de parâmetros geológicos usados para

modelamento dos depósitos, o conhecimento mineralógico unido à gênese do minério

pode não servir para predizer o desempenho do processamento de um determinado

minério de ferro.

3.2.2 Liberação de fases minerais

Atualmente, operações de moagem, aplicadas ao beneficiamento do minério de ferro no

Brasil, são limitadas ao ajuste de granulometria para obtenção do grau de liberação

desejado. Os tipos de minérios atualmente beneficiados não incluem os itabiritos

compactos com grande proporção de partículas mistas. Em termos gerais, as partículas

alimentadas em todo processo de concentração aplicado apresentam elevados graus de

liberação entre minerais portadores de ferro e os não ferrosos, especialmente em

relação a minerais portadores de silício e a alumínio. Esses graus de liberação, com

certeza, aumentam com a diminuição do tamanho. Nos casos em que a concentração é

aplicada com sucesso em partículas grosseiras com top size de 8mm verifica-se um alto

grau de liberação das partículas de interesse.

A presen

ça de contaminantes não-liberados, representados por sílica, alumina e fósforo,

por exemplo, pode estar associada a goethita. Especialmente em relação à remoção de

fósforo, vários programas de pesquisa realizados entre 1980 e 1990 mostraram que

apenas rotas de hidrometalurgia podem reduzir efetivamente os teores de fósforo.

(Fonseca,1992). Emprego da atrição na deslamagem também pode contribuir para a

redução de fósforo no concentrado da flotação (Queiroz et al., 2003).

3.3 Técnicas aplicadas à caracterização mineralógica (Sant'Agostinho e Kahn,

1997)

As técnicas aplicadas à carcterização mineralógica foram revistas por Sant’Agostinho e

Kahn (1977). As mais usuais, aplicadas à caracterização, estão resumidas na Tabela 3.3.

Tabela 3.3 - T

écnicas de uso mais difundido na caracterização de minérios

(Sant’Agostinho e Kahn,1977)

écnica Equipamentos Observações

Microscopia Óptica

microscópios estereoscópicos forma, cor, alterações,

microscópios óticos de polarização associações,

propriedades ópticas

Difração de Raios-

étodo do pó

estrutura cristalina,

composi

ção mineralógica

câmara de monocristal

Microscopia Eletrô-

nica de Varredura

microsc

ópio eletrônico de varredura

(MEV)

forma,associa

ções,

liberação

Sistemas de

Microan

álise

dispers

ão de energia (EDS)

composi

ção química

dispersão de comprimento de onda

(WDS)

Recursos Diversos

álise termodiferencial

composi

ção química análise termogravítica

análise por infravermelho

Luminescência

catodoluminesc

ência

excita

ção por elementos

ativadores

fluorescência

A microscopia

ótica é o recurso mais básico e tradicional, tanto utilizando microscópios

esteroscópicos ou lupas binoculares como petrográficos. A mineralogia de apoio à

caracterização é essencialmente relacionada com partículas minerais, monominerálicas

ou não, sendo menos frequente a análise em fragmentos de rocha.

Observações podem ser feitas tanta em luz refletida, recurso adequado para minerais

opacos, quanto em luz transmitida, usada para minerais transparentes.

A difratometria de raios-X corresponde a uma das principais t

écnicas de caracterização

microestrutural de materiais cristalinos, encontrando aplicações em diversos campos do

conhecimento. É uma técnica que permite a determinação das fases a partir de espectro

gerado pela estrutura cristalina, sendo uma ferramenta extremamente útil na identificação

das espécies minerais. É comumente aplicada em duas modalidades básicas: método do

pó e câmaras de monocristal.

A microscopia eletrônica de varredura é a técnica de caracterização microestrutural mais

versátil hoje disponível, encontrando aplicações em diversos campos do conhecimento.

Produz a imagem resultante da interação de um feixe de elétrons com a amostra,

permitindo aumentos de 30 a 100.000 vezes.

A intera

ção de um fino feixe de elétrons focalizado sobre a área ou o volume a ser

analisado gera uma série de sinais que podem ser utilizados para caracterizar

propriedades da amostra, tais como composição, superfície topográfica, cristalografia etc.

O microsc

ópio eletrônico de varredura, quando conjugado com detectores de elétrons

retroespalhados, permite a distinção entre espécies minerais pela diferença de número

atômico médio dos elementos constituintes, através de tons de cinza.

Na microscopia eletr

ônica de varredura os sinais de maior interesse referem-se

usualmente às imagens de elétrons secundários e de elétrons retroespalhados, ao passo

que na microssonda eletrônica o sinal de maior interesse corresponde aos raios-X

característicos, resultantes do bombardeamento do feixe de elétrons sobre a amostra,

permitindo a definição qualitativa ou semiquantitativa dos elementos químicos presentes

no microvolume.

A figura 3.3 ilustra os volumes das amostras afetadas pelas fontes de el

étrons

secundários, elétrons retroespalhados e fonte de raios-X caractrísticos.

Figura 3.3- Volume da amostra afetados pelos feixes de elétrons (USP, Laboratório de

Filmes Finos, Instituto de Física).

Elétrons retroespalhados são fáceis de detectar, devido a sua elevada energia, sendo de

difícil coleta face a sua elevada velocidade (caminham em linha reta).

étrons secundários possuem energia muito baixa (menor que 50eV) e exigem

detectores especiais para captação, podendo ser facilmente coletados dado a sua baixa

velocidade. erença de potencial.

Dois diferentes tipos de espectr

ômetros são empregados para a detecção dos raios-X

característicos, ambos permitindo a realização de microanálises qualitativas e

quantitativas. São eles o espectrômetro de dispersão de comprimento de onda (WDS), no

qual cristais analisadores e difração são empregados para a discriminação dos raios-X

segundo o comprimento de onda da radiação (monocromador), e o espectrômetro de

dispersão de energia (EDS), com discriminação de todo o espectro de energia através de

um detector do estado sólido de Si(Li) ou Ge. Além de informações sobre composição

química pontual, estas técnicas permitem as análises segundo uma dada direção da

amostra (linhas) ou a geração de imagens de raios-X de múltiplos elementos, bem como

mapeamento quantitativo.

3.4 Concentração de minérios de ferro por flotação

Flotação em espuma, ou simplesmente flotação, é um processo de separação aplicado a

partículas sólidas que explora diferenças nas características de superfície entre as várias

espécies presentes. O método trata misturas heterogêneas de partículas suspensas em

fase aquosa (polpas).

Os fundamentos das t

écnicas que exploram características de superfície estão em um

campo da ciência conhecido como ‘’Físico-química das Interfaces’’, ‘’Química de

Superfície’’, ‘’Química das Interfaces’’ ou ‘’Propriedades das Interfaces’’, (Peres,1999).

Iwasaki (1983), analisando o papel estrat

égico ocupado pela flotação na concentração de

minérios de ferro, destaca três fatores:

 a flotação é o principal processo a ser utilizado para a concentração de minérios

oxidados de baixos teores;

 o processo possibilita a redução dos teores em sílica de concentrados magnéticos

obtidos por separação magnética, principalmente quando a liberação de quartzo fino

impede o bom desempenho da separação magnética;

 a flotação é o processo mais indicado para a produção de super-concentrados,

utilizados em processos metalúrgicos de redução direta.

A flotação, no caso de minérios de ferro, é denominada direta ou reversa, se os minerais

flotados forem, respectivamente, os minerais oxidados de ferro ou o quartzo (sílica). A

flotação é dita aniônica ou catiônica, de acordo com a natureza da parte polar dos

coletores utilizados.

A flota

ção de minério de ferro pode ser realizada basicamente de quatro formas distintas:

 flotação de minerais oxidados de ferro, utilizando coletores aniônicos (ácidos

carboxílicos e sulfatos), em pH na faixa neutra a ácida;

 flotação de quartzo/silicatos, utilizando coletores aniônicos (ácidos carboxílicos) em

pH alcalino, ativado por cálcio;

 flotação catiônica de minerais oxidados de ferro, utilizando aminas como coletores e

ativação por flúor, em pH ácido;

 flotação catiônica de quartzo, utilizando aminas, em pH na faixa neutra e alcalina.

A flotação catiônica de quartzo, com a utilização de aminas, é usualmente realizada na

faixa de pH alcalino, onde as propriedades de dissociação e hidrólise deste grupo de

reagentes lhe confere características de coletor e espumante.

O tamanho m

áximo de partículas é fixado, primordialmente, pela liberação do mineral de

interesse cuja recuperação é o objetivo do tratamento. O tamanho máximo das partículas

na alimentação é governado pela granulometria de liberação que não deve ser maior que

aquela que possibilite o transporte das partículas pelas bolhas de ar. O limite inferior da

faixa granulométrica está associado com o conceito de “lamas”, que refere-se a materiais

de granulometria fina (geralmente abaixo de 10ìm) que podem causar efeitos deletérios

ao sistema, (Peres, 1999).

Seguramente, um dos maiores problemas que o processo de flota

ção de minério de ferro

enfrenta é a recuperação de minerais-minério na presença de lamas. As propriedades

superficiais das lamas influenciam a criação de recobrimentos de lamas sobre as

partículas (“slimes coating”), alteram a rigidez da espuma, interferem no contato bolha-

mineral e tornam pouco efetiva a atuação dos reagentes, por suas interações com as

lamas que possuem áreas superficiais enormes quando comparadas com as das

partículas do minério, (Peres, 1999).

3.4.1 Mecanismos de adsorção de aminas em minerais oxidados de ferro e em

quartzo, (Iwasaki,1983 e Leja, 1982)

Os reagentes utilizados como coletores na flota

ção podem ser classificado em duas

classes, Leja (1982):

 tio-compostos;

 surfatantes ionizáveis não-tio.

As características comuns a todos os reagentes ionizáveis não-tio são (Leja, 1982):

 tendência à dissociação, ionização e hidrólise, em extensão governada pelo pH da

solução aquosa;

 abaixamento pronunciado na tensão interfacial, nas interfaces ar/água e óleo/água,

em soluções diluídas;

 tendência à formação de agregados coloidais (micelas), quando a concentração do

reagente excede o valor denominado concentração micelar crítica (CMC) e a temperatura

excede certo nível mínimo, denominado ponto Krafft.

Essas propriedades s

ão determinantes, em maior ou menor extensão, quanto aos

mecanismos de adsorção desta classe de reagentes na superfície de partículas minerais.

O pH constitui-se numa vari

ável importante nos sistemas de flotação de minerais

oxidados de ferro e quartzo, tanto por governar a dissociação e hidrólise dos reagentes

coletores, quanto pela dependência das cargas de superfície das partículas desses

minerais às concentrações dos íons H+ e OH-, em solução. Esses íons são íons

determinadores de potencial, ou seja, íons responsáveis pela carga de superfície, em

meio aquoso, dos minerais oxidados de ferro e quartzo.

A adsor

ção e a imobilização de reagentes coletores na superfície de minerais ocorre

segundo três mecanismos (Leja, 1982):

 quimissorção ou adsorção química é caracterizada pelo desenvolvimento de ligações

químicas primárias (iônica/covalente) entre a parte polar do coletor e a superfície mineral;

 adsorção específica no Plano Interno de Helmoltz, sem transferências de cargas entre

adsorvente e adsorvato. A adsorção específica pode ser definida como aquela em que

predominam mecanismos que independam de atração eletrostática. Segundo esse

conceito, a adsorção química é, certamente, uma adsorção específica;

 adsorção eletrostática sobre uma rede de íons (complexos) contrários, pré-adsorvidos.

Certamente, a ação de um surfatante como coletor em um determinado sistema de

flotação não pode ser atribuída a um único mecanismo ou a um único tipo de ligação.

Sempre há um efeito cooperativo entre dois ou mais tipos de ligações para o

desenvolvimento do grau de ionização do coletor e hidrofobicidade da superfície mineral,

necessários à flotação.

Aceita-se atualmente que o mecanismo atuante na adsor

ção de aminas em superfícies

minerais é predominantemente eletrostático. São inúmeras as correlações estabelecidas

entre curvas de potencial zeta e as regiões de flotabilidade de minerais oxidados de ferro

e silicatos com aminas, em função do pH (Leja, 1982).

3.4.2 Utilização do amido como depressor de minerais de ferro na flotação catiônica

do quartzo

A componente eletrostática do mecanismo de adsorção de aminas conduz à flotação

indistinta de minerais oxidados de ferro e quartzo, em solução alcalina.

A seletividade na flota

ção catiônica de quartzo em minérios de ferro é alcançada através

da adição de um reagente modificador que, adsorvendo-se seletivamente nos minerais

oxidados de ferro, mantém sua superfície hidrofílica. Os reagentes modificadores mais

utilizados neste sistema de flotação são o amido e seus derivados.

O amido

é um polímero natural (polissacarídeo), formado pela condensação de moléculas

de á-D (+) glicose, através de ligações do tipo -1,4 (amilose) e -1,6 (amilopectina). A

figura 3.4 ilustra as estruturas das moléculas de glicose, amilose e amilopectina.

Figura 3.4 Estruturas das moléculas de glicose, amilose e amilopectina, Leja (1982) .

O comprimento da cadeia e peso molecular do amido dependem da fonte (espécie

botânica) da qual foi extraído. O número n de unidades de D-glicose para a amilose

permanece na faixa de 200 a 1000 e para a amilopectina supera 1500.

No caso do amido de milho amarelo comum prevalece a rela

ção 3:1, aproximadamente

25% de amilose e 75% de amilopectina. Os números mostram variações no conteúdo de

amilose, entre amidos de diferentes espécies vegetais, desde 0% até 67% (Araujo,1988).

A amilopectina e a amilose se adsorvem preferencialmente na hematita, em rela

ção ao

quartzo.

Entre os mecanismos propostos para explicar a adsor

ção de amidos, a interação através

de pontes de hidrogênio parece ser o mais plausível.

O fato da superf

ície do quartzo ser mais negativa que a hematita também contribui para a

seletividade, já que, apesar dos componentes do amido serem moléculas neutras, a

adsorção de OH

confere um caráter levemente negativo às misturas.

A seletividade do processo de flota

ção catiônica de quartzo em minérios de ferro é obtida

quando a diferença entre as densidades de adsorção de amido nos minerais de ferro e

quartzo for máxima, isto é, quando a maior adsorção possível em minerais de ferro

corresponder à menor adsorção no quartzo.

3.4.3 Cinética de flotação (Queiroz, 2003)

A cin

ética de flotação é o estudo da variação na quantidade do produto do “overflow” da

espuma em relação ao tempo de flotação, e a identificação quantitativa de todas as

variáveis de controle de taxa. Mantendo cada variável constante, a relação algébrica entre

a proporção do mineral flotado e o tempo de flotação é a equação da taxa de flotação.

A equa

ção representando a cinética de flotação pode ser assim expressa:

dC(t)/dt = KC

-n

(t) (3.1)

C = M / V ( 3.2)

C(t) : concentração de sólidos no tempo t;

: tempo de flotação;

: ordem do processo;

: constante da taxa de flotação;

: massa de sólidos;

: volume de polpa.

A cinética de flotação normalmente é classificada como uma reação de primeira ordem. A

equação de taxa de primeira ordem é usualmente expressa como:

R = 1 - e

-Kt

(3.3)

onde:

R : recuperação acumulada após o tempo t;

: constante da taxa de primeira ordem (tempo-1);

t : tempo (acumulado) de flotação.

Plotando o ln(1-R) em função f(t) deverá ser produzida uma função linear, mas tais

gráficos são frequentemente côncavos (concavidade para cima), o que normalmente

sugere a presença de componentes de flotação rápido e lento.

3.5 Teoria sobre processo de cominuição, (Beraldo, 1987)

A fragmentação ou cominuição é a operação, ou conjunto de operações, que se

caracteriza pela redução das dimensões físicas de um dado conjunto de blocos ou

partículas através do rompimento de ligações estruturais. Considera-se o desmonte de

rochas, por explosivo, quando utilizado na lavra de mina, como sendo o primeiro estágio

de fragmentação. Na usina de beneficiamento a cominuição é realizada em etapas que

podem ser divididas, de forma geral, em britagem e moagem. Os principais objetivos da

cominuição são:

 atingir o grau de liberação necessário para que se possa efetuar a concentração de

espécies que têm interesse econômico;

 atingir as especificações granulométricas exigidas pelo mercado;

 preparar o material para os processos subsequentes, como é o caso da pelotização

do minério de ferro.

Os par

âmetros conseguidos nas operações de separação dos minerais, quais sejam teor

do concentrado e recuperação do material útil, variam em função do grau de cominuição

efetuado. Por outro lado, as operações de cominuição, em especial a moagem fina, são

as mais dispendiosas de um circuito de concentração.

Assim sendo, o grau de cominui

ção do minério deve ser fixado, tendo em vista a

otimização de uma função econômica que considere os custos de moagem, a taxa de

produção, a recuperação do mineral útil e o teor do concentrado.

3.5.1 Relação entre energia consumida e granulometria do produto

Durante muito tempo, os processos de cominuição foram amplamente estudados em

relação a energia consumida, o que é lógico devido ao fato da energia representar uma

parcela importante nos custos de cominuição.

Foi ent

ão observado, experimentalmente, que a relação entre a variação de diâmetro das

partículas e a energia consumida é inversamente proporcional a uma função-potência do

diâmetro, ou seja:

d E = - K d x / x

(3.4 )

em que:

E : energia aplicada a uma massa unitária de minério;

x : diâmetro das partículas;

K, n

: constantes dependentes do material.

Vários estudiosos deram diferentes interpretações a esta relação, que, integrada dá

origem a duas outras expressões.

Para

x # 1, vem:

E = K [ 1 / x

( n - 1 )

- 1/ x

( n - 1 )

] (3.5)

Esta

é a conhecida expressão de Charles.

Para

n = 1, vem:

E = K l n ( x

/ x

) (3.6)

Esta express

ão é conhecida como Lei de Kick.

Adotando-se valores de

n = 2 e n = 1,5, respectivamente, e levando-se à expressão de

Charles, resultam novas expressões.

Para

n = 2:

E = K (1 / x

- 1 / x

) (3.7)

Esta é a expressão da chamada Lei de Rittinger.

Para

n = 1,5:

)/1/1(

xxKE 

(3.8)

Esta é a expressão da Lei de Bond.

Assim, para expressar a rela

ção entre a energia consumida no processo e a

granulometria do produto têm sido empregadas, ao longo do tempo, as leis cujas

expressões foram apresentadas.

Lei de Rittinger:

É a mais antiga, tendo sido desenvolvida em 1867. Sugere que a energia consumida na

cominuição é proporcional a nova superfície produzida. Por outro lado, a área superficial

dos materiais granulares é inversamente proporcional ao diâmetro das partículas, do que

se origina a expressão (3.7).

Lei de Kick:

Desenvolvida em 1885, estabelece que a energia consumida na cominui

ção depende

apenas da relação de redução, sendo independente da granulometria original. É

representada pela expressão (3.6).

Lei de Bond:

Foi desenvolvida em 1952, ap

ós uma intensa campanha de ensaios de laboratório e

correlações industriais. É uma lei empírica, à qual Bond pretendeu dar um apoio teórico

ao preconizar que a energia consumida na cominuição seja proporcional ao comprimento

das fissuras iniciais que se desenvolvem no fraturamento. Após sua formulação e, devido

ao fato de levar a resultados ajustados aos reais, a Lei de Bond passou a ser amplamente

utilizada na seguinte expressão:

)/10/10( FPWIW 

(3.9)

em que:

W : energia aplicada, em kWh/t curta;

WI : designado como Work Index, em kWh/t curta;

P, F : tamanho em micrometros, em que passam 80% da massa do produto

e da alimentação, respectivamente.

Work Index, segundo Bond, é uma constante do material representando a energia

necessária para cominuir de uma granulometria representada por um diâmetro infinito a

uma representada por 80% passante em 100 micrometros.

A considera

ção da energia como uma função do trabalho de moagem, entretanto, tem

validade em condições bastante limitadas. Deve-se considerar, primeiramente, que o

trabalho útil de moagem, ligado a uma função do diâmetro, é uma fração muito reduzida

da energia consumida nos equipamentos de cominuição. Assim, a maior parte da energia

consumida é devido a perdas nos equipamentos, o que vem demonstrar a estreita

aplicabilidade das chamadas leis de cominuição.

Entretanto, para um mesmo tipo de equipamento em condi

ções semelhantes de

operação, essas leis podem ter aplicações, como ocorre, por exemplo, com a Lei de Bond

em relação aos moinhos de barras e de bolas.

Hukki (1961) verificou que as leis da cominui

ção tinham aplicação a certos intervalos de

granulometria e propôs a seguinte expressão:















)(xf

KdE

(3.10)

A figura 3.5 mostra a relação estabelecida para o consumo de energia de cominuição em

função da granulometria do produto e, também, que as três leis seriam aplicáveis para

certos intervalos granulométricos, mas a Lei de Bond seria aplicável no intervalo

granulométrico em que normalmente se desenvolve a operação de moagem de minério.

Embora a Lei de Bond tenha grande aplica

ção na moagem de minério, ela pode levar a

grandes discrepâncias em função de condições de operação algo distintas das

normalmente usadas. Bond e posteriormente Rowland procuraram corrigir algumas

dessas discrepâncias preconizando a adoção de alguns fatores de correção.

Entretanto o problema mais s

ério da aplicação da Lei de Bond é não considerar o WI

como função das variáveis de processo. As novas tentativas de se procurar definir os

resultados da cominuição em função do regime de aplicação de forças as partículas, que

é definido pelas variáveis de processo, ora em franco desenvolvimento, poderão vir a

sanar essa dificuldade.

Figura 3.5 - Relação entre a energia fornecida e o tamanho da partícula na cominuição,

(Beraldo,1987).

3.5.2 Mecanismos de fragmentação de uma partícula (Beraldo,1987).

Para que uma partícula seja fraturada é necessário que seja submetida a uma força que

exceda sua resistência. A forma pela qual a partícula se fratura depende de sua natureza

e do modo como a força é aplicada.

Ha tr

ês tipos principais de fragmentação: abrasão, compressão e impacto.

Abras

ão :

Ocorre quando a força é insuficiente para provocar uma fratura em toda a partícula. Há a

concentração local de esforços, que provoca o aparecimento de pequenas fraturas, com o

surgimento de uma distribuição granulométrica de partículas finas ao lado da partícula

original, cujo diâmetro é pouco diminuído. Esse tipo de fratura pode ser provocado por

atrito entre as partículas ou de bolas com as partículas. A figura 3.6 ilustra a propriedade

de abrasão

Figura 3.6 – Esquema de fratura por abrasão (Kelly e Spottiswood, 1982).

Compress

ão :

Ocorre quando a for

ça é aplicada de forma lenta e permite que, com o aparecimento da

fratura, o esforço seja aliviado. Assim, a força é pouco superior à resistência da partícula.

Desse tipo de fratura resultam poucos fragmentos de grande diâmetro. Esse tipo de

fratura ocorre em britadores de mandíbulas, giratórios, cônicos e em moinhos quando as

partículas são comprimidas entre dois ou mais corpos moedores, ou partículas maiores. A

figura 3.7 ilustra fragmentação por compressão.

Figura 3.7 – Esquema de fratura por compressão (Kelly e Spottiswood, 1982).

Impacto:

Ocorre quando a for

ça é aplicada de forma rápida e em intensidade muito superior a

resistência da partícula, como acontece, por exemplo, com britadores de impacto ou em

moinhos, nas zonas de queda das bolas ou barras. Resulta dessa fratura uma distribuição

granulométrica de partículas finas. È representada esquematicamente pela figura 3.8

Figura 3.8 – Esquema de fratura por impacto (Kelly e Spottiswood, 1982).

A figura 3.9 mostra esquematicamente a distribui

ção por tamanhos para os três

modelos de fragmentação.

Figura 3.9 - Distribuição de tamanhos em função do tipo de fragmentação (Kelly e

Spottiswood, 1982).

Nos moinhos tubulares ocorrem simultaneamente os diversos tipos de fratura, sendo a

predominância de um ou outro tipo função das variáveis de processo.

A distribui

ção granulométrica dos fragmentos produzidos pelo fraturamento de uma

partícula depende do tipo de fratura. Gilvarry mostrou que, para fraturamento por choque,

vale a expressão:























































exp1

(3.11)

Cisalhamento

Impacto

Compressão

Tamanho

original

Distribuição de tamanhos em micrometros

em que:

Y : Fração acumulada passante em d,

, K

: Constantes dependentes das ativações de fissuras, da superfície e do volume,

respectivamente.

Quando se considera como dominante o efeito das fissuras, para part

ículas pequenas a

expressão (3.11) reduz-se a equação de Rosin-Rammler:

])/exp[(1

ddY 

(3.12)

Nessa express

ão,

é o módulo de tamanho e s é conhecido como índice da distribuição

de Rosin-Rammler ou índice de Weibull.

Para part

ículas finas, a curva granulométrica se aproxima da equação de

Gaudin-Schumann:















(3.13)

em que:

: Módulo de tamanho

: Módulo da distribuição

Usando uma aproximação estatística, Gaudin e Melloy derivaram a expressão:

Y = 1 - ( 1 - d /

)

(3.14)

Esta express

ão é aplicável a distribuição granuométrica dos maiores fragmentos de uma

fratura.

As express

ões (3.11) e (3.14) podem ser derivadas dando origem a equação mais geral,

das quais outras decorrem:

321

])/(1[])/(1[]/1[1

nnn

ddddddY 

(3.15)

em que:

, n

: constantes dependentes das atividades de fissuras, superfície e volume.

Para granulometria grossa, na qual poucas partículas são produzidas, a equação de

Klimpel e Austin passa a:

])/(1[1

ddY 

(3.16)

Derivando-se a equa

ção de Rosin-Rammler surge outra equação para representar a

distribuição granulométrica discreta, que tem sido bastante usada na análise matemática

de operações de cominuição.

)1exp(1

])/(exp[1





(3.17)

Nesta express

ão, Y é a fração retida em peneiras de uma série geométrica.

3.6 Métodos de concentração atualmente usados no Brasil (Araujo et al., 2003)

3.6.1 Dados históricos

A produção de minério de ferro no Brasil restringiu-se a minérios de ferro de altos teores

até os anos setenta, quando o primeiro grande projeto baseado exclusivamente na

concentração de minérios itabiríticos de baixo teor foi colocado em operação pela

Samarco na Mina de Germano em Mariana, Minas Gerais (começou em 1977 a

mineração, beneficiamento, transporte por mineroduto e pelotização).

Antes disso, a Vale com opera

ções em Itabira (Cauê e o Conceição) já vinha utilizando,

de modo pioneiro, separadores magnéticos de alta intensidade/gradiente (separação

magnética de alta intensidade a úmido (WHIMS)) para o beneficiamento de itabiritos junto

com hematitas de alto teor ainda disponíveis naquele complexo de mineração.

As demais opera

ções que utilizavam concentração de minério de ferro naquele momento

eram a mina da Fabrica (antiga Ferteco, atualmente unidade da Vale) em Congonhas no

estado de Minas Gerais, e Vale, mina de Piçarrão (já exaurida), em Nova Era, também em

Minas Gerais onde jigues e espirais de Humphrey foram utilizados no beneficiamento de

itabiritos.

Todas opera

ções realizadas em minério de ferro naquele momento beneficiavam

hematitas de altos teores que era lavadas, classificadas granulometricamente, mantendo-

se elevados rendimentos mássicos nas usinas. Um excelente exemplo dessas usina foi:

Águas Claras - MBR (início de operação em 1973 e exaustão em julho de 2001). Esta

usina que alcançou cume de produção em 1993, com produção total de 13 milhões de

toneladas por ano, entre granulados, sinter feed e pellet feed, era uma das maiores

instalações de beneficiamento operando no Quadrilátero Ferrífero.

3.6.2 Métodos normalmente aplicados (Araujo et al., 2003) .

A concentração gravítica, a separação magnética e a flotação são métodos empregados

em separado, ou, mais comumente, combinados, para a concentração de minérios de

ferro no Brasil. Na região do Quadrilátero Ferrífero, as frações de sínter feed e pellet feed

são submetidas a concentração. Em algumas usinas, as de menor porte, a escrubagem

também é utilizada para melhorar os teores dos granulados removendo partículas de

ganga porosa.

Entre os maiores produtores de min

ério de ferro, apenas em Carajás (Vale, Estado do

Pará) uma usina de beneficiamento baseada exclusivamente em um circuito de

cominuição, lavagem e classificação granulométrica permanece em operação. Esta usina

trata mais de 100Mt por ano de hematita de alto teor produzindo granulado, sinter feed e

pellet feed.

As mais recentes inova

ções em beneficiamento para produção de pellet feed incluem a

utilização do ferrous wheel (concentrador magnético de alto gradiente de imã permanente

- FWMS), implementado em 2000 na MBR - Mina da Mutuca, e um separador magnético

de terras raras na mina de Córrego do Feijão pertencente à antiga Ferteco. A seleção do

método de concentração é baseada principalmente na assembléia mineralógica.

Para concentração do pellet feed da mina da Mutuca, separadores magnéticos FWMS

foram selecionados por causa da necessidade de separar principalmente as partículas de

gibsita das de hematita (martita com alguns traços de magnetita estão frequentemente

presentes). O quartzo também está presente nesse material, mas em menor proporção (2

- 6%). O minério alimentado nesta usina é um minério de alto teor produzindo granulado e

sinter feed sem a necessidade de métodos de concentração, mas o pellet feed necessita

de concentração. Confrontado com a gibsita, o mineral de ganga mais importante, a

aplicação da flotação catiônica reversa é dificultada uma vez que este mineral também é

deprimido pelo amido que deve ser usado para assegurar a seletividade da flotação de

quartzo pela amina. Por conseguinte, a seleção de um método de separação magnético

se tornou necessária neste caso. Por causa das capacidades envolvidas, a melhor

escolha, em termos de dispêndio de capital e custo operacional, era o separador

magnético ferrous wheel. Esta foi a primeira aplicação deste tipo no Brasil e a terceira no

mundo.

Min

ério de ferro silicoso é o mais simples para concentrar e pode geralmente ser

beneficiado por uma combinação de métodos gravimétricos para a fração granulométrica

mais grosseira, concentração magnética para uma granulometria intermediária e flotação

reversa para a fração de pellet feed.

Remo

ção parcial de um pouco de fósforo pode ser alcançada, em certos casos, através

do emprego de métodos convencionais de concentração como separação magnética para

minérios de granulometria entre 1,0mm e 0,15 mm e concentração gravítica para minérios

mais grosseiros e porosos.

O sucesso da aplica

ção de qualquer método de concentração é, com certeza, medido

pelo grau de liberação das fases minerais presentes, mas também é afetado por uma

série de aspectos sobrepostos percorrendo desde a distribuição granulométrica à

presença de relictos de magnetita em partículas de martita.

Em determinados min

érios contendo um teor acima de 10% de magnetita é usada uma

concentração magnética de baixa intensidade antes da concentração de alta intensidade

(WHIMS).

Cada vez mais, em um futuro próximo, as usinas estarão aplicando uma combinação

apropriada de métodos de concentração para cada minério, apontado para a

maximização da recuperação e redução de custos operacionais.

á uma tendência de aumento da participação de itabirito e minérios de ferro goethíticos

na alimentação das usinas, especialmente no Quadrilátero do Ferrífero, dessa forma as

usinas de beneficiamento serão cada vez mais complexas.

A sele

ção de um determinado método de concentração também depende da qualidade

esperada do produto final, por exemplo, a flotação é o método de concentração

usualmente selecionado (só ou em combinação) sempre que se requer um nível inferior a

1% de sílica no pellet feed.

Devido

à maior presença de minério de ferro goethítico na formação das pilhas que

servirão de alimentação para as usinas, o manuseio torna-se um fator preponderante

para que se tenha uma operação contínua no circuito. Para suprir este impacto é

necessário desenvolver soluções de engenharia capazes de minimizar ou eliminar esses

gargalos nos processos de tratamento de minérios. Outro fato marcante é a geração de

lamas contidas no minério por meio de degradação ou até mesmo pela sua própria

característica.

A lama gerada torna-se um problema para a qualidade final do pellet feed. Requer

deslamagem e separação sólido-liquído mais eficiente (Queiroz, 2003). Dessa maneira, o

processo de beneficiamento de minérios virá contribuir com soluções inteligentes para a

superação desses problemas, tornando as usinas mais eficientes e aumentando a vida

útil das barragens de contenção de rejeitos.

4. METODOLOGIA

A metodologia adotada, considerou um tratamento espec

ífico para cada fase do projeto:

 caracterização mineralógica;

 testes em escala de bancada;

 testes em escala piloto.

4.1 Caracterização mineralógica

A caracteriza

ção mineralógica geralmente acompanhou todas as fases do projeto. Serviu

para identificar e quantificar as texturas e microestruturas dos diversos minerais que

constituíram as litologias estudadas. A interpretação mineralógica focou na identificação

das operações unitárias potenciais para o beneficiamento de cada tipo de minério

existente e auxiliou no desenvolvimento de rotas de processo de beneficiamento mineral.

4.2 Testes em escala de bancada

Foram realizados em equipamentos de laborat

ório nas fases de fragmentação,

classificação, concentração magnética e flotação. Para cada teste realizado foram

quantificados os valores químicos e granulométricos dos produtos. Mediram-se também

os índices de processo como:

 grau de redução;

 recuperação em massa;

 recuperação metalúrgica;

 índice de seletividade.

Os testes de bancada serviram para estabelecer os par

âmetros mais adequados para

cada operação unitária de beneficiamento e fornecer subsídios para o desenvolvimento

preliminar do fluxograma de processo, balanço de massas, balanço de água, pré-

dimensionamento dos equipamentos de processo e parâmetros de regulagem no circuito

de concentração magnética e flotação.

4.3 Testes em escala piloto

Foram realizados com amostras de grande volumes seguindo o fluxograma de processo

estabelecido no estudo conceitual. Contavam com uma infra-estrutura capaz de

desenvolver estudos em circuitos contínuos e/ ou em bateladas em todos os tipos de

equipamentos clássicos de beneficiamento de minério de ferro. As capacidades dos

testes piloto variaram de 100 kg/h a 50 t/h.

As realiza

ções dos testes piloto serviram também para avaliar o comportamento do

minério dentro do circuito com relação ao manuseio ou seja, entupimento de chutes,

caixas de peneiras e segregação do minério.

4.4 Trabalhos de projeto

Consistiu na elabora

ção final do fluxograma de processo, balanços de massa e água, e

forneceram subsídios para o dimensionamento dos equipamentos que foram informações

básicas para o desenvolvimento do projeto de engenharia. Englobaram também análises

críticas referentes a qualidade e splits dos produtos gerados.

4.5 Técnicas analíticas

Os procedimentos de caracteriza

ção mineralógica e estudos de concentração foram

realizados no Laboratório de Caracterização Mineralógica nos centros de pesquisas da

Vale:

 CDM - Centro de Desenvolvimento Mineral, em Santa Luzia - MG;

 CPT - Centro e Pesquisa Tecnológica, em Itabira - MG;

 CPT - Centro e Pesquisa Tecnológica, em Mariana – MG.

4.6 Estudos granuloquímicos

As an

álises granulométricas foram efetuadas por peneiramento a úmido, em peneiras de

laboratório, malhas de 38 mm a 0,044 mm (série Tyler).

As an

álises químicas quantitativas foram executadas em amostras globais, bem como por

faixas granulométricas, utilizando a fluorescência de raios-X. Os elementos/compostos

analisados foram : Fe total, SiO

, Al

, P , Mn e PPC.

4.7 Estudos mineralógicos e microestruturais

A lupa estereoscópica foi empregada nos estudos mineralógicos de caráter qualitativo e

de liberação para as frações mais finas: -0,500 +0,250mm; -0,250 +0,125mm; -0,125

+0,074mm; -0,074 +0,044mm e -0,044mm.

Além dos estudos de liberação, as amostras globais foram caracterizadas em termos de

composição mineralógica e de aspectos texturais, que envolveram basicamente a

estimativa da porcentagem de minerais presentes (minerais metálicos e minerais de

ganga), dos tipos morfológicos e da granulação dos cristais de óxidos/hidróxidos de ferro.

Todos estes resultados foram obtidos por microscopia ótica, através de preparação de

seção polida de grãos.

Foi usado a microscopia

ótica de luz refletida para a identificação dos minerais opacos,

especialmente os portadores de ferro e na investigação das associações mineralógicas e

texturais. A microscopia ótica de luz transmitida foi utilizada para identificação dos

minerais translúcidos, ou seja, minerais de ganga.

4.8 Procedimentos experimentais

As faixas adotadas para os procedimentos experimentais foram divididas da seguinte

forma:

 -32,0 +8,0 mm;

 -8,0 + 1,0 mm;

 -1,0 + 0,15 mm;

 -0,15 mm.

A faixa -32,0 +8,0 mm serviu para estudos da britagem quatern

ária.

A faixa -8,0+1,0 mm serviu para estudo de separa

ção em líquido denso.

A faixa -1,0+0,15 mm serviu para estudo de concentra

ção magnética e espirais

concentradoras e a faixa -0,15 mm para estudos de deslamagem e flotação.

Os elementos de an

álises químicas globais foram % Fe, % SiO

, %Al

, %P , % Mn e

% PPC. As análises físicas foram os percentuais retidos nas frações +8,0 mm; +6,3 mm,

+4,0 mm, +2,0mm, +1,0 mm, +0,5mm, +0,25 mm, +0,15 mm, +0,104mm, +0,075mm,

+0,045 mm e -0,045mm.

4.8.1 Preparação das amostras

A prepara

ção das amostras seguiu as seguintes etapas:

 Reduzir a amostra inicial abaixo de 32mm em circuito fechado de peneiramento e

britagem, utilizando-se um britador de mandíbula. Homogeneizou o produto em pilha

alongada.

 Peneirar o produto britado, a úmido, (peneiras 50x50mm), individualizando as frações

-8 +1mm, -1,0 +0,15mm e -0,15mm.

 À fração -1,0+0,15mm foi adicionada parte da fração -0,15mm (12%) para simular a

eficiência da classificação industrial, que geralmente é realizada em hidrociclones de 26''

de diâmetro.

 Filtrara fração -0,15 mm.

 Secar cada fração em estufa a 100ºC.

 Cada fração foi homogeinizada em pilha.

 Quartear a amostra, utilizando um quarteador Jones para obter alíquotas com

massas adequadas para realização dos ensaios de bancada para cada fração.

4.9 Separação magnética (fração -1,0 +0,15mm )

Essas amostras forma submetidas a ensaios de separa

ção magnética em um separador

eletromagnético, (L4-Inbrás), com placas de 2,5mm e 3,8 mm de espaçamento. Cada

produto foi analisado granulometricamente em 2, 1, 0,5, 0,25, 0,15 , 0,104, 0,075, 0,044 e

-0,044mm e a composição química foi determinada: Fe total, SiO

, P, Al

, Mn e PPC.

4.10 Deslamagem (fração -0,15mm)

A deslamagem em bancada da fração -0,15mm foi realizada em hidrociclone de 40mm

(1,57") de diâmetro, com inlet 16 x 3mm (0,63 x 0,12"), vortex de 10mm (0,39") e apex de

3mm (0,12"). A pressão na alimentação da ciclonagem foi de 1,7 kg/cm

e a

percentagem de sólidos na alimentação de 6% em massa.

4.11 Flotação em bancada (fração -0,15mm)

ós a deslamagem da fração -0,15mm das amostras, foram realizados os ensaios de

flotação em escala de bancada. Utilizou-se o gritz de milho ou fubá como depressor dos

minerais de ferro e como coletor do quartzo a amina Flotigan EDA da Clariant. As

condições de operação foram as seguintes:

 célula: Denver, 1200rpm, cuba 2,5 litros;

 polpa: 60% sólidos em massa, água destilada;

 dosagem de amido: 600g/t, gelatinizado na relação amido/soda 6:1;

 dosagem específica de amina : 250 g/t SiO

na alimentação;

 tempos de condicionamento : 3 minutos para o amido, 1 min para a amina,

 pH: 10,2.

Os parâmetros dos modelos foram definidos baseados em experiência operacional e/ou

por tentativa e erro.

Os valores obtidos foram otimizados no decorrer das realiza

ções dos testes.

4.12 Estudos de simulação e balanço de massa

ós a determinação do fluxograma de processo foram feitas simulações de balanço de

massa. Foram usados os valores de partição provenientes do software USIMPAC

3.0.3.4 desenvolvido pela BRGM - Environment & Process Division, Orleans - França e

comparados com valores obtidos em planilhas Excel desenvolvidas especialmente para

simulações de balanço de massa.

5.0 RESULTADOS E DISCUSSÕES

Neste cap

ítulo são apresentados os resultados obtidos referente às análises de

caracterização mineralógica, testes em bancada, testes piloto e simulações de balanço

de massa.

5.1 Caracterização mineralógica

Realizou-se a quantifica

ção mineralógica para o conjunto de amostras de pequeno

volume coletadas para o desenvolvimento dos trabalhos iniciais, por tipo de run of mine.

Classificou-se este conjunto de amostras em três tipos de run of mine:

 ROM rico;

 ROM goethítico;

 ROM pobre.

Estabeleceu-se somente amostras de pequeno volume, coletadas a partir de

afloramentos, galerias e furos de sonda para representar as diversas litologias

identificadas no modelo geológico. Desta forma, as amostras de pequeno volume

ofereceram uma visão preliminar das respostas de cada minério frente ao beneficiamento

mineral e da qualidade dos produtos gerados.

A tabela 5.1 cont

ém os teores globais das amostras de pequeno volume das jazidas que

compõem o Projeto para 24Mta, comparadas aos teores apresentados pelo modelo

geológico preliminar.

Tabela 5.1 Teores globais das amostras de pequeno volume comparados aos teores

apresentados pelo modelo geológico preliminar, por tipo de Run of Mine

ROM rico – 12 amostras de pequeno volume

Teores %Fe %SiO

%Al

%P %Mn %PPC

Mínimos 59,79 0,71 0,53 0,023 0,032 0,78

Máximos 65,63 7,56 4,33 0,323 0,154 4,90

Média 63,86 2,77 2,40 0,081 0,068 2,86

Expectativa 63,98 2,55 2,26 0,068 0,320 3,20

ROM goethítico – 9 amostras de pequeno volume

Teores %Fe %SiO

%Al

%P %Mn %PPC

Mínimos 54,91 1,10 1,02 0,031 0,041 0,94

Máximos 60,35 14,38 5,82 0,111 1,486 10,77

Média 58,69 6,00 3,53 0,060 0,239 5,77

Expectativa 56,53 7,65 2,81 0,104 0,430 7,32

ROM pobre – 4 amostras de pequeno volume

Teores %Fe %SiO

%Al

%P %Mn %PPC

Mínimos 37,82 20,70 0,46 0,035 0,069 0,61

Máximos 53,73 44,61 2,03 0,049 0,160 1,80

Média 44,29 34,26 1,18 0,041 0,109 1,17

Expectativa 46,46 29,32 0,95 0,042 0,171 1,01

A quantifica

ção mineralógica por tipo de run of mine encontra-se nas tabelas 5.2 e 5.3.

Tabela 5.2 Quantifica

ção mineralógica e proporção entre os minerais de ferro, por tipo de

Run of Mine

ROM Hematita

Magnetita

Hematita martítica Goethita

Rico 10,4% 16,0% 60,60% 13,0%

Goethítico

6,5% 5,1% 48,8% 38,6%

Pobre 14,5% 20,9% 59,5% 5,1%

Tabela 5.3 Quantificação mineralógica e proporção entre ganga e minerais acessórios,

por tipo de Run of Mine

ROM Quartzo livre Quartzo misto

Caulinita Gibbsita

Rico 2,4% 0,2% 0,4% 1,3%

Goethítico

5,5% 0,7% 0,1% 1,1%

Pobre 32,0% 1,8% - 0,1%

As figuras 5.1, 5.2 e 5.3 apresentam fotomicrografias com as principais texturas/

microestruturas e associações minerais presentes em tipos distintos de Run of Mine.

Figura 5.1 Fotomicrografias com as principais texturas/microestruturas e associa

ções

minerais presentes no ROM rico – microscopia ótica de luz refletida,

ROM RICO

Porosidade (PO) elevada

Associação de goethita (GO),

quartzo (QZ) e hematita (H)

Associação de goethita terrosa

(GO), e hematita martítica (HM)

GOHM

Associação de goethita terrosa

(GT), e hematita martítica (HM)

(Nicóis cruzados)

Quartzo livre (QL)

Magnetita (MA)

ROM RICO

Porosidade (PO) elevada

Associação de goethita (GO),

quartzo (QZ) e hematita (H)

Associação de goethita terrosa

(GO), e hematita martítica (HM)

GOHM

Associação de goethita terrosa

(GT), e hematita martítica (HM)

(Nicóis cruzados)

Quartzo livre (QL)

Magnetita (MA)

Figura 5.2 Fotomicrografias com as principais texturas/microestruturas e

associações minerais presentes no ROM goethítico – microscopia ótica de luz refletida.

Figura 5.3 Fotomicrografias com as principais texturas/microestruturas e as

associações minerais presentes no ROM pobre – microscopia ótica de luz refletida.

Em rela

ção às características mineralógicas dos minérios existentes na jazida, destacam-

se os seguintes aspectos:

 são minérios hidratados, sendo a hematita martítica o mineral de ferro mais abundante,

apresentando partículas em processo de martitização com grande participação de

magnetita;

ROM GOETHÍTICO

Hematita martítica (HM),

hematita lamelar (HL) e

quartzo livre (QL)

Partículas com elevada

porosidade (PO)

Goethita (GO) e goethita

terrosa (GT)

ROM GOETHÍTICO

Hematita martítica (HM),

hematita lamelar (HL) e

quartzo livre (QL)

Partículas com elevada

porosidade (PO)

Goethita (GO) e goethita

terrosa (GT)

ROM PO B R E

Quartzo associad o (QM ) à

hem atita la m elar (HL)e

granular (H G)

Qu artzo associado (Q M ) à

hem atita m artítica (H M )

Quartzo associado (QM ) à

hem atita m artítica

(H M )/m agnetita (MA )

HM /M A

Cristais dos m inerais de ferro com elevada p o rosidade (PO )

ROM PO B R E

Quartzo associad o (QM ) à

hem atita la m elar (HL)e

granular (H G)

Qu artzo associado (Q M ) à

hem atita m artítica (H M )

Quartzo associado (QM ) à

hem atita m artítica

(H M )/m agnetita (MA )

HM /M A

Cristais dos m inerais de ferro com elevada p o rosidade (PO )

 a participação de goethita é relativamente elevada, principalmente no run of mine

denominado goethítico. Grande parte da goethita existente apresenta-se na forma terrosa;

 tanto a goethita quanto a hematita martítica apresentam minerais aluminosos associados,

geralmente em poros e interstícios das microestruturas, em frações granulométricas

extremamente finas;

 caulinita e gibbsita são mais abundantes no run of mine designado por rico, seguido pelo

goethítico.

 as hematitas são designadas por cristais compactos (hematita especular, lamelar,

granular e sinuosa – que dão caráter especularítico ao minério), e que geralmente

apresentam menores níveis de contaminação, apresentam-se como a fase mineral de

menor proporção entre os minerais de ferro presentes;

 o quartzo apresenta-se tipicamente livre nas amostras de run of mine designadas como

ROM rico e o ROM goethítico, sendo que o grau de liberação de quartzo torna-se menor

para o grupo de amostras que constituem o rom pobre. Neste último caso, as frações

granulométricas maiores que 0,15mm não apresentam liberação de quartzo que permita a

geração de sínter feed com qualidade adequada de sílica, mesmo após o emprego de

processos de concentração. Verifica-se a necessidade de cominuição para atingir a

adequação do grau de liberação;

Quanto

à interpretação mineralógica focada na definição de rotas de processo de

beneficiamento dos minérios existentes na jazida, destacam-se os seguintes aspectos:

 produção de granulados (faixa + 8,0mm): baixa resistência física em função da

porosidade elevada existente nas partículas minerais de ferro, sendo que estes poros

apresentam elevada conexão, além da grande participação de goethita terrosa. A fração

correspondente aos granulados tende a gerar elevada proporção de finos por abrasão no

manuseio e transporte de materiais, devida principalmente à pela presença de bordas

irregulares nas diversas partículas minerais existentes;

 produção de sínter feed (faixa - 8,0 + 0,15mm): tende-se a produzir sinter feed com teor

elevado de alumina, em função da presença de caulinita (~39% Al

) e gibbsita (63% a

65% Al

) nos poros e interstícios dos minerais de ferro, ou mesmo associadas às

goethitas;

 o quartzo livre existente cria condições adequadas para a geração de concentrados com

teores de sílica aceitáveis, caso sejam necessárias operações de concentração. Parte da

sílica será proveniente da caulinita (~46% SiO

) e goethita terrosa (2,9% a 4,8% SiO

);

 deve-se esperar a geração de produtos com teores de ferro mais baixos no sínter feed,

mesmo para os casos em que o teor de sílica seja pequeno, devido à grande participação

de goethita e goethita terrosa, que têm teores de PPC da ordem de 13% em massa;

 para a fração – 1+ 0,15mm, os processos de concentração gravítica tendem a ser menos

seletivos que os magnéticos, em função da elevada porosidade dos minerais de ferro

(hematita martítica e goethita);

 em função da grande participação de magnetita, exige-se um estágio rougher de média

intensidade, a fim de evitar entupimentos na concentração magnética de alta

intensidade, a qual terá a função de fazer a adequação da qualidade do sínter feed;

 o ROM pobre não apresenta liberação de quartzo adequada para a produção de sínter

feed com teor de sílica menor que 4,5%;

 produção de pellet feed (faixa - 0,15mm): tende a produzir grande quantidade de lama,

em função da participação elevada de caulinita, gibbsita e goethita terrosa;

 deve-se trabalhar com um número maior de estágios de deslamagem e, possivelmente,

com adição de dispersantes para diminuir o by pass de finos para o underflow da

deslamagem, melhorando assim a limpeza da superfície do quartzo, que por vez

apresenta-se recoberto por massas terrosas, o que é um impedimento para processos de

flotação subsequentes;

 a atrição aplicada antes da deslamagem pode ser uma rota alternativa para a limpeza da

superfície do quartzo rugoso e preenchido por massas terrosas;

 observa-se a liberação de quartzo na fração abaixo de 0,15mm nas amostras do ROM

rico e goethítico.

5.2 Circuito de peneiramento e britagem quaternária

O circuito de peneiramento e britagem quaternária compreende um peneiramento à úmido

em 8,0mm e 1,0mm, denominado de peneiramento quaternário 1. Um circuito de

britagem quaternária seguido de um segundo peneiramento em 8,0mm e 1,0mm,

chamado de peneiramento quaternário 2. Este circuito recebe a fração -38,0mm da pilha

de homogeneização.

5.2.1 Peneiramento quaternário 1

Para o circuito de peneiramento a

úmido e britagem quaternária foi adotado um circuito

industrial existente e procurou-se um minério similar ao proposto para fazer os testes de

partição e eficiência de britagem. A tabela 5.4 caracteriza os equipamentos de processo

adotados.

Tabela 5.4 Caracter

ísticas dos equipamentos de processo adotados para os testes

Equipamentos Modelo Fabricante

Peneiras 8’ x 20’ – SLK246 Shenck

Britadores quaternários HP400 Metso

Para o circuito de peneiramento a

úmido foram adotadas peneiras de duplo deck e telas

de 8,0mm e 1,4mm para fazer a separação nas seguintes faixas:

 fração +8,0mm;

 fração -8,0+1,0mm;

 fração -1,0mm.

A fração +8,0mm destinou-se a britagem quaternária. A fração -8,0+1,0mm foi

considerada como final e a fração -1,0mm destinou-se ao circuito de classificação

secundária. A figura 5.4 ilustra a rota de processo para o circuito de peneiramento e

britagem quaternária.

Figura 5.4 - Fluxograma de processo para os testes de peneiramento e britagem

quaternária.

O peneiramento da fra

ção -38,0mm foi denominado “quaternário 1”. Os resultados das

análises granulométricas encontram-se na tabela 5.5.

-8,0 + 1,0 mm

-38,0mm

+8,0 mm

-1,0 mm

-8,0 + 1,0 mm

+8,0 mm

Quaternário1 Quaternário 2

Tabela 5.5 Granulometria dos testes do peneiramento quaternário 1

Peneiramento Quaternário 1 – Fração - 38,0mm

Fluxos %retido simples

Malhas -38,0mm + 8,0mm -8,0mm -8+1,0mm -1,0mm

8000 15,12 93,99 2,38 9,65 0,00

2000 13,20 3,44 14,78 59,86 0,00

1000 6,84 0,25 7,91 15,31 5,48

500 3,36 0,12 3,89 0,79 4,90

250 5,31 0,19 6,14 1,24 7,74

150 1,43 0,05 1,66 0,34 2,09

106 6,02 0,22 6,95 1,41 8,77

75 4,72 0,17 5,46 1,11 6,89

45 11,75 0,42 13,58 2,75 17,12

-45 32,24 1,16 37,26 7,55 47,01

Total 100,00 100,00 100,00 100,00 100,00

As parti

ções e eficiência de passante encontram-se na tabela 5.6 e as memórias de

cálculos no Anexo 1 e Anexo 2.

Tabela 5.6

– Partição e eficiência de passantes no peneiramento quaternário 1

Fluxos Partição Eficiência de Passante

+ 8,0mm 13,96% 93,22%

+1,0mm 24,69% 81,59%

-1,0mm 61,35% -

As taxas de peneiramento foram baseadas em valores praticados em peneiras de deck

único, tamanho 10`x 20` e 8`x 20` com telas de 8,0mm e 1,4mm em operação nas usinas

de Conceição e Brucutu, respectivamente. A baixa eficiência na fração -8,0mm+1,0mm

gerou uma maior massa de finos na fração +1,0mm e, como consequência, um

afinamento do sínter feed. A tabela 5.7 mostra os valores das taxas de peneiramento

praticadas.

Tabela 5.7 – Referência da taxa de peneiramento – t/h/m

Referência

malha de

corte(mm)

tamanho

da peneira

capacidade

t/h

área de

peneiramento

taxa

t/h/m

Conceição

8,00 10` x 20` 550 18,58 29,60

1,00 - - - -

Brucutu

8,00 8` x 20` 450 14,86 30,30

1,00 8` x 20` 283 14,86 19,04

Para o peneiramento quatern

ário 1 adotaram-se as taxas de peneiramento de 30t/h/m

para o corte em 8,0mm e 19t/h/m

para o corte em 1,0mm.

5.2.2 Britador Quaternário

Optou-se por uma curva de britagem existente para o britador HP400 e foi adotada uma

menor eficiência de britagem para o dimensionamento do circuito. Através da

granulometria do produto, calculou-se a eficiência de britagem por malha, usando-se a

fórmula abaixo:

Eficiência de britagem (%) = 1 - % ret acumulado do produto x 100

% ret acumulado na alimentação

A tabela 5.8 cont

ém os valores obtidos em testes realizados com o britador HP400 no

circuito da britagem quaternária de Brucutu. Notou-se uma baixa eficiência de britagem

para a fração +8,0mm.

Tabela 5.8 – Resultados de testes de britagem, britador HP400 – Usina de Brucutu

Fluxos

Alimenta

ção do britador

(+8,0mm)

Produto do britador

(-8,0mm) HP400 BR

Malha

(

µm)

% retido

simples

% retido

acumulado

% retido

simples

% retido

acumulado

Efici

ência

Britagem

19000 5,50 5,50 1,7 1,70 69,09%

12500 28,60 34,10 13,3 15,00 56,01%

10000 18,60 52,70 10,3 25,30 51,99%

8000 23,40 76,10 15,1 40,40 46,91%

6300 14,00 90,10 10,6 51,00 43,40%

1000 7,60 97,70 26,5 77,50 20,68%

150 0,70 98,40 9,3 86,80 11,79%

( - ) 1,60 100,00 13,2 100,00 0,00%

Foi efetuada uma calibra

ção no modelo de forma que a eficiência de britagem para o

britador HP400 ficasse próxima aos valores apresentados na tabela 5.8. A tabela 5.9

contém os valores da simulação de eficiência de britagem adotada para o minério em

estudo.

Tabela 5.9 Efici

ência de britagem simulada

Fluxos

Alimenta

ção do britador

(+8,0mm)

Produto do britador

(-8,0mm) HP 400

Malha(µm)

% retido

simples

% retido

acumulado

% retido

simples

% retido

acumulado

Eficiência

Britagem

19000 19,14 19,14 4,74 4,74 75,24%

12500 29,08 48,22 15,91 20,65 57,18%

10000 20,58 68,80 14,07 34,72 49,53%

8000 25,40 94,20 19,24 53,96 42,72%

6300 1,55 95,75 3,19 57,15 40,31%

1000 1,40 97,15 16,41 73,56 24,28%

150 0,93 98,08 11,02 84,58 13,76%

( - ) 1,92 100,00 15,42 100,00 0,00%

Comparando as tabelas 5.8 e 5.9, observa-se que a efici

ência de britagem adotada para o

projeto é coerente com os valores obtidos industrialmente. A figura 5.5 confirma a

afirmativa. Foi adotada a eficiência de 40% para a malha de 8,0mm.

Curva de eficiência de britador HP 400 BR x AP

0,00%

10,00%

20,00%

30,00%

40,00%

50,00%

60,00%

70,00%

80,00%

19000 12500 10000 8000 6300 1000 150

Malha - micrometro

EF Real EF simulada

Figura 5.5 Eficiência de britagem real do HP 400 versus eficiência adotada.

5.2.3 Peneiramento quaternário 2

O produto do britador quatern

ário alimentou o peneiramento quaternário 2. Baseou-se

em modelos de peneira de tamanho 7`x 16`, horizontal e deck único, para ser a referência

com relação à taxa de peneiramento. A tabela 5.10 contém os valores adotados para a

taxa de peneiramento. Foram adotados os valores de 20t/h/m

e 7t/h/m

para as malhas

de 8,0mm e 1,0mm.

Tabela 5.10 Refer

ência de taxa de peneiramento

Referência

malha de

corte(mm)

tamanho

da peneira

capacidade

t/h

área de

peneiramento

taxa

t/h/m2

Peneiras

horizontais

8,00 7` x 16` 200 10,41 19,21

1,00 7` x 16` 80 10,41 6,72

Os valores resumidos de granulometrias obtidas nos testes piloto encontram-se na tabela

5.11. No Anexo 4 encontram-se as granulometrias completas.

Tabela 5.11 Resultados dos testes piloto, peneiramento quaternário 2

Peneiramento Quaternário 2

Fluxos %retido simples

Malhas Britado +8,0mm -8,0mm -8+1,0mm -1,0mm

8000 53,96 94,36 0,00 0,00 0,00

2000 12,40 1,52 26,94 64,49 0,00

1000 7,19 0,88 15,63 27,26 7,28

500 4,69 0,57 10,19 1,46 16,46

250 4,78 0,59 10,39 1,49 16,77

150 1,55 0,19 3,37 0,48 5,45

106 1,56 0,19 3,40 0,49 5,49

75 1,33 0,16 2,88 0,41 4,65

45 1,87 0,23 4,05 0,58 6,55

-45 10,66 1,30 23,15 3,32 37,38

Total 100,00 100,00 100,00 100,00 100,00

Notou-se uma parti

ção alta para o oversize, 57,18%, tabela 5.12, devido à baixa

performance de britagem atingida no HP400. O percentual elevado de near size nas

malhas de corte 8,0mm e 1,0mm, 53,96% e 73,55% contribuiu para esta partição. As

memórias de cálculos estão no Anexo 5.

Tabela 5.12 Parti

ção e eficiência de passantes, peneiramento quaternário 2

Fluxos Partição Ef.Passantes

+ 8,0mm 57,18% 93,01%

-8,0 +1,0mm 17,89% 91,28%

-1,0mm 24,93% -

Percebeu-se um ponto cr

ítico no peneiramento quaternário 2. O valor retido na fração

>8,0mm de 57,2% proporciona uma maior carga circulante e exige um maior número de

máquinas em operação.

A fra

ção -8,0 +1,0mm do peneiramento quaternário 1 e 2 constituiu uma das parcelas do

sínter feed, denominadas SF1 e SF2. A fração <1,0mm foi direcionada ao circuito de

classificação em ciclone e classificador espiral. A figura 5.6 ilustra a rota de processo

adotada.

-38,0mm

+8,0 mm

-1,0 mm

-8,0 + 1,0 mm

SF1

+8,0 mm

-8,0 + 1,0 mm

SF2

Figura 5.6 Rota de processo para o peneiramento quaternário 1 e 2.

O balan

ço de massa do circuito de peneiramento quaternário 1 e 2 encontra-se na tabela

5.13.

Tabela 5.13 Resumo do balan

ço de massa, peneiramento quaternário 1 e 2

Peneiramento Quaternário 1

Fluxo % Fe

SiO2

massa

Efici

ência

Passantes

(%)

-38,0 mm 61,41

4,69 100,00 100,00

+8,0 mm 61,69

2,68 13,96 93,22

-8,0 +1,0 mm 62,11

3,30 24,69 81,59

-1,0 mm 61,08

5,77 61,35 94,62

Peneiramento Quaternário 2

Fluxo % Fe

SiO2

massa

Efici

ência

Passantes

(%)

- 38,0 mm 61,69

2,68 100,00 100,00

+8,0 mm 62,01

2,50 57,18 93,01

-8,0 +1,0 mm 61,90

2,60 17,89 91,28

1,0 mm 61,54

2,73 24,93 94,29

Notou-se que no peneiramento quatern

ário 2, todas as faixas granulomérticas possuem

baixo teor de sílica, devido à migração da sílica no peneiramento quaternário 1 para a

fração <1,0mm. Esta migração está relacionada à primeira adição de água ao circuito.

A carga circulante do circuito de britagem foi 49%, calculada pela f

órmula do circuito

reverso de britagem e mostrada na tabela 5.14.

CC= (1/Y)*((10^6)/E)-100Z (Valadão et al.,2007)

 CC - % de carga circulante;

 Y - % de passante presente na descarga do britador;

 E - eficiência do peneiramento quaternário 1;

 Z - % passante na alimentação nova do peneiramento quaternário 1.

Tabela 5.14

– Cálculo da carga circulante

Cálculo Carga Circulante

Y E Z CC

46,04 93,01 84,8 49,34

Os valores de parti

ção, eficiência de britagem e peneiramento mostrados neste capítulo

serviram como base para a elaboração final do balanço de massa.

5.3 Classificação da fração -1,0mm

Para a classifica

ção da fração -1,0mm foi adotado um circuito em dois estágios com o

objetivo de garantir um corte mais fino na fração -0,15mm para alimentar o circuito de

flotação, mínimo de 95% passante, e obter um corte mais grosso na fração -1,0+0,15mm

para gerar um produto de underflow com 50% passante na fração +0,15mm. A rota de

processo adotada foi um circuito em ciclones convencionais de 26 polegadas associado a

um segundo estágio em classificador espiral. A figura 5.7 indica a rota de processo

adotada.

Figura 5.7 Rota de processo adotada para o circuito de classifica

ção.

5.3.1 Classificação em ciclones de 26 polegadas

Para o circuito de classifica

ção em ciclones foi adotado ciclone convencional com as

seguintes características:

 diâmetro do ciclone – 26 polegadas;

 diâmetro vortex – 10 polegadas;

 diâmetro apex – 6 polegadas;

 pressão na alimentação – 0,8kg/cm

;

 altura livre – 72 polegadas;

 área de entrada – 56pol

A tabela 5.15 indica os resultados de parti

ção do teste em escala piloto do hidrociclone de

26 polegadas. Os valores de densidade adotados serviram como referência para a

realização do balanço de massa definitivo.

-0,15 mm

-1,0 mm

-1,0 mm + 0,15mm

-0,15 mm

Tabela 5.15 Memória de cálculo partição do hidrociclone de 26 polegadas

As tabelas 5.16, 5.17 e 5.18 mostram os resultados do balan

ço de massa obtido pelo

modelo de Plitt.

Os valores de parti

ção obtidos no balanço redundante e no modelo de Plitt são coerentes,

65% e 62,21 % de recuperação para o underflow, respectivamente. Pode-se considerar

que o cálculo de partição pelo balanço redundante leva em consideração os resultados de

teste piloto e o modelo de Plitt é uma simulação de partição onde os dados de entrada

são valores teóricos. Isto significa que os resultados do teste piloto confirmaram a partição

simulada pelo modelo de Plitt.

Memória de Cálculo Partição em Hidrociclones - Balanço Redundante / Balanço de Água

Fluxo: Fração -1,0 mm proveniente do peneiramento quaternário 1

Dados Calculados Balanço Redundante

Malha

(mm) AL UF OF

a-e c-e (a-e)(c-e) (c-e)^2 OF UF AL

UF Re al UF Corrigido

4000 0,00 0,00 0,00

0,00 0,00 0 0 0 0 0 100% 100,0%

2000 0,00 0,00 0,00

0,00 0,00 0 0 0 0 0 100% 100,0%

1000 5,48 8,39 0,00

5,48 8,39 45,995284 70,44748489 0,00 5,48 5,48 100% 100,0%

500 4,90 7,50 0,00

4,90 7,50 36,76715 56,30251225 0,00 4,90 4,90 100% 100,0%

250 7,74 11,85 0,01

7,73 11,85 91,62639198 140,3348237 0,00 7,74 7,74 100% 100,0%

150 2,09 3,17 0,04

2,05 3,13 6,40837257 9,81130329 0,01 2,07 2,09 99% 99,0%

106 8,77 12,89 1,01

7,76 11,88 92,1464208 141,0773818 0,35 8,42 8,77 96% 94,3%

75 6,89 9,13 2,66

4,23 6,48 27,41055984 41,96707524 0,92 5,96 6,89 87% 80,9%

45 17,12 18,03 15,41

1,71 2,62 4,47795496 6,87278656 5,35 11,78 17,12 69% 55,5%

-45 47,01 29,02 80,87

-33,86 -51,85 28,06 18,95 47,01 40% 15,0%

a c e 304,8321342 466,8133677

Partição OF 35% OF

Dados de Entrada Processo : Partição UF 65% UF

ds AL 4,40

Alimentação:

1,45 t/m3 ds UF 4,55

Underflow: 1,85 t/m3 ds OF 4,13

Overflow: 1,24 t/m3 Deve ser considerado apenas a densidade da alimentação no Balanço de Água

ds: 4,40 t/m3

Passo 1: Cáculo da Concentração de Sólidos (% cw) Passo 2: Cálculo da diluição - %ma/ %ms

%cw % H2O % ma / %ms (u-o) (a-o)

AL 40,2% 59,8% AL 149%

UF 59,5% 40,5% UF 68% -231,1% -150%

OF 25,0% 75,0% OF 299%

Passo 3: Cálculo Partição e Balanço de água Passo 4 Cálculo By-pass - R

A/U = 65% Partição para o UF R = 29,8%

A/O = 35% Partição para o OF

A= 100,00%

Balanço de Água

Dados Medidos / Entrada

Corrigida

Retido Simples (%)

35%

Curva partição

Balanço de Água

Partição

65%

100%

Tabela 5.16 Balanço de Massa, modelo de Plitt

Tabela 5.17 Balanço granulométrico, modelo de Plitt

Tabela 5.18 Valores mem

ória de cálculo, modelo de Plitt

Notou-se um valor alto de by-pass, 33,32%, indicado na tabela 5.18. Este valor garante

uma granulometria adequada para a flotação e foi influenciado diretamente pelo diâmetro

do apex de 6 polegadas. Em consequência, houve um arraste de finos para o underflow,

69,1% passante na tabela 5.19, 67,5% passante em 0,15mm indicado na tabela 5.18. A

tabela 5.19 mostra os resultados da simulação no software de simulação Usimpac onde o

percentual passante na fração 0,15mm indicado é 69,1%. Portanto, existe uma coerência

entre os três modelos de cálculo adotados.

1 1,00

corrigido 65,91 µm 2,47

46,21 µm 36,73%

364,12 m

/h 43,33%

Split de polpas 0,58 62,21%

Fator de hopper 54,36 % 33,32%

Número de ciclones

Eficiência de separação m

By -pass (%)

Real

Vazão de polpa por ciclone

Correção do fator m

Prtição de polpa / volume (R

)

Partição por classificação

Partção total

MALHA ALIMENTAÇÃO Y Y UNDERFLOW OVERFLOW Partição Partição

µm DMP

Di/D

% Ret. t/h

Corrigido

Real % Ret. t/h % Ret. t/h Real Corrigida

2000,00 2414,21 36,63 0,00 0,00 1,00 1,00 0,00 0,00 0,00 0,00 100,00 100,00

1000,00 1500,00 22,76 5,48 5,48 1,00 1,00 8,81 5,48 0,00 0,00 100,00 100,00

500,00 750,00 11,38 4,90 4,90 1,00 1,00 7,88 4,90 0,00 0,00 100,00 100,00

250,00 375,00 5,69 7,74 7,74 1,00 1,00 12,44 7,74 0,00 0,00 100,00 100,00

150,00 200,00 3,03 2,09 2,09 1,00 1,00 3,36 2,09 0,00 0,00 100,00 100,00

100,00 125,00 1,90 8,77 8,77 0,97 0,98 13,78 8,57 0,53 0,20 97,72 96,59

75,00 87,50 1,33 6,89 6,89 0,75 0,84 9,25 5,75 3,01 1,14 83,51 75,27

45,00 60,00 0,91 17,12 17,12 0,42 0,62 16,93 10,53 17,44 6,59 61,50 42,26

0,00 22,50 0,34 47,01 47,01 0,05 0,36 27,57 17,15 79,02 29,86 36,48 4,73

TOTAL 100,00 100,00 0,43 0,62 100,00 62,21 99,99 37,79

DADOS DE PROCESSO ALIMENTAÇÃO UNDERFLOW OVERFLOW

Massa de Sólidos (t/h) 100,00 62,21 37,79

Partição em Massa (%) 100,00 62,21 37,79

Vazão de Polpa (m³/h) 193,05 70,91 122,14

Densidade do Sólido (t/m³) 4,39 4,39 4,39

Massa de Polpa (t/h) 270,27 118,95 151,32

Vazão de Água (m³/h) 170,27 56,74 113,53

Densidade da Polpa (t/m³) 1,40 1,68 1,24

% de Sólidos em Peso 37,00 52,30 24,97

% de Sólidos em Volume 11,80 19,98 7,05

Tabela 5.19 Resultados do software de simulação Usimpac

Os valores de granulometria apresentados na tabela 5.17 e tabela 5.19 confirmam a

necessidade de um segundo estágio de classificação para garantir a qualidade

granulométrica do sínter feed.

A figura 5.8 ilustra as curvas de parti

ção real e corrigida da classificação em ciclone de

26”.

Figura 5.8 Curvas de partição do ciclone de 26”.

Tam (mm) %passante

%ac %ret %passante %ac %ret %passante %ac %ret

50 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

44 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

40 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

38 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

31,5 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

25 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

19 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

16 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

12,5 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

10 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

8 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

6,35 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

5,6 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

4,8 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

3,4 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

2,4 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

1 94,52 5,48 5,48 100,00 0,00 0,00 91,61 8,39 8,39

0,84 93,92 6,08 0,59 100,00 0,00 0,00 90,70 9,30 0,91

0,71 92,44 7,56 1,48 100,00 0,00 0,00 88,43 11,57 2,26

0,6 91,10 8,90 1,35 100,00 0,00 0,00 86,37 13,63 2,06

0,5 89,62 10,38 1,48 100,00 0,00 0,00 84,10 15,90 2,26

0,42 87,53 12,47 2,09 100,00 0,00 0,00 80,91 19,09 3,20

0,3 84,70 15,30 2,83 100,00 0,00 0,00 76,58 23,42 4,33

0,21 81,87 18,13 2,83 99,99 0,01 0,01 72,25 27,75 4,33

0,15 79,79 20,21 2,09 99,95 0,05 0,04 69,08 30,92 3,17

0,105 71,01 28,99 8,77 98,94 1,06 1,01 56,19 43,81 12,89

0,075 64,13 35,87 6,89 96,28 3,72 2,66 47,05 52,95 9,13

0,053 55,50 44,50 8,63 89,74 10,26 6,54 37,31 62,69 9,74

0,045 47,00 53,00 8,50 80,87 19,13 8,87 29,02 70,98 8,30

0,037 45,04 54,96 47,00 78,47 21,53 80,87 27,30 72,70 29,02

-0,037 100,00 45,04

AL OF UF

5.3.2 Classificação em classificador espiral

Devido à quantidade de finos contida no underflow do ciclone de 26 polegadas, 69%

<0,15mm, houve a necessidade de uma reclassificação. O equipamento de classificação

escolhido foi um classificador espiral. Outro fator importante desta reclassificação é

manter 95% passante no overflow.

A ado

ção do ciclone juntamente com classificador espiral se justifica pelo fato do

classificador amortecer possíveis variações na qualidade do ROM, mantendo uma

eficiência de corte mais constante em 0,15mm, e garantir uma qualidade física adequada

para o circuito de flotação.

A tabela 5.20 cont

ém os resultados de granulometria gerados no software de simulação

Usimpac. Ressalte-se a qualidade do overflow, 95,7% passante na fração >0,15mm. Com

relação à qualidade do underflow, o passante em 0,15mm foi reduzido de 69% para

49,4%. A tabela 5.21 contém valores comparativos das frações passante e retida em

0,15mm no circuito duplo, ciclone e classificador. A recuperação em massa foi de 58%

para underflow e 42% para o overflow. Memória de cálculo é mostrada no anexo 8.

Tabela 5.20 Resultados de granulometria do classificador espiral - Usimpac

Granulometria circuito classificador espiral

Fluxos AL OF UF

Mm %ret %ac %ret %ac % ret %ac

4,000 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00

2,000 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00

1,000 8,39 8,39 0,00 0,00 14,58 14,58

0,500 7,50 15,89 0,04 0,04 13,00 27,58

0,250 11,85 27,74 2,07 2,11 19,06 46,64

0,150 3,17 30,91 2,18 4,29 3,91 50,55

0,106 12,89 43,80 12,96 17,25 12,85 63,40

0,075 9,13 52,93 11,40 28,65 7,47 70,87

0,045 18,03 70,96 25,76 54,41 12,34 83,21

-0,045 29,04 100,00 45,59 100,00 16,79 100,00

Tabela 5.21 Granulometria da fração 0,15mm do circuito de classificação- usimpac

Circuito de Classificação

Fração % >0,15mm % <0,15mm

Fluxos AL OF UF AL OF UF

Ciclone 20,21 0,05 30,92 79,79 99,95 69,08

Classificador 30,92 4,29 50,55 69,08 95,71 49,45

Rec.Global

( %) 100 35 65 100 42 58

A recupera

ção em massa indicada na tabela 5.21 refere-se à recuperação global para o

underflow do circuito de classificação. A tabela 5.22 indica um enriquecimento nos fluxos

de underflow da classificação dupla. Ocorre uma migração de sílica para as frações mais

finas conforme ocorrido no peneiramento quaternário 1 e 2. O teor de SiO

na alimentação

do circuito foi 5,84%, e de 3,83% no underflow do classificador espiral.

A recupera

ção em massa foi de 58% e 42% para underflow e overflow, respectivamente.

Tabela 5.22 Teores circuito de classifica

ção

Fluxos / Teores

Ciclone 26” Classificador espiral

% Fe % SiO2 % Fe % SiO2

AL 60,85 5,84 62,13 4,72

OF 58,43 7,96 60,88 5,90

UF 62,13 4,72 63,05 3,83

A mem

ória de cálculo para partição foi baseada nos resultados obtidos em teste piloto

usando o balanço redundante como referência, indicado na tabela 5.23.

Tabela 5.23 Memória de cálculo da partição classificador espiral – balanço redudante

A figura 5.9 ilustra as curvas de parti

ção do classificador espiral.

Figura 5.9 Curvas de partição do classificador espiral.

Memória de Cálculo classificador espiral - Balanço Redundante / Balanço de Água

Fluxo: Fração -1,0 + 0,15 mm

Dados Calculados Balanço Redundante

Malha

(mm) AL UF OF

a-e c-e (a-e)(c-e) (c-e)^2 OF UF AL

UF Real UF Corrigido

4000 0,00 0,00 0,00

0,00 0,00 0 0 0 0 0 100% 100,0%

2000 0,00 0,00 0,00

0,00 0,00 0 0 0 0 0 100% 100,0%

1000 8,39 14,58 0,00

8,39 14,58 122,3499734 212,4918444 0,00 8,39 8,39 100% 100,0%

500 7,50 13,00 0,04

7,46 12,96 96,6816 167,9616 0,02 7,49 7,50 100% 99,7%

250 11,85 19,06 2,07

9,78 16,99 166,1622 288,6601 0,88 10,97 11,85 93% 90,6%

150 3,17 3,91 2,18

0,99 1,73 1,7127 2,9929 0,92 2,25 3,18 71% 63,1%

106 12,89 12,85 12,96

-0,07 -0,11 0,0077 0,0121 5,50 7,40 12,90 57% 46,0%

75 9,13 7,47 11,40

-2,27 -3,93 8,9211 15,4449 4,84 4,30 9,14 47% 32,9%

45 18,03 12,34 25,76

-7,73 -13,42 103,7366 180,0964 10,93 7,10 18,03 39% 23,2%

-45 29,04 16,79 45,59

-16,55 -28,80 19,34 9,67 29,01 33% 15,5%

a c e 499,5718734 867,6598444

Partição OF 42% OF

Dados de Entrada Processo : Partição UF 58% UF

ds AL 4,55

Alimentação:

1,45 t/m3 ds UF 4,60

Underflow: 2,00 t/m3 ds OF 4,55

Overflow: 1,26 t/m3 Deve ser considerado apenas a densidade da alimentação no Balanço de Água

ds: 4,55 t/m3

Passo 1: Cáculo da Concentração de Sólidos (% cw) Passo 2: Cálculo da diluição - %ma/ %ms

%cw % H2O % ma / %ms (u-o) (a-o)

AL: 39,8% 60,2% AL: 151%

UF: 64,1% 35,9% UF: 56% -222,1% -127%

OF: 26,4% 73,6% OF: 278%

Passo 3: Cálculo Partição e Balanço de água Passo 4 Cálculo By-pass - R

A/U = 57% Partição para o UF R = 21,1%

A/O = 43% Partição para o OF

A= 100,00%

Partição

57%

43%

Dados Medidos / Entrada

Balanço de Água

Retido Simples (%)

Corrigida Curva partição

Balanço de Água

A figura 5.10 ilustra a comparação da curva de partição do ciclone de 26 polegadas em

relação a curva de partição do classificador espiral. Nota-se duas fases distintas de

classificação. O ciclone de 26” prioriza um corte mais fino para o overflow e o classificador

espiral corrige em parte, o by-pass ocasionado pelo hidrociclone.

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

-45 45 75 106 150 250 500 1000 1500

% passante

micrometro

Curva de Partição Ciclones 26" x Classificador espiral

Real HC Corrigida HC Real CE Corrigida CE

Figura 5.10 Curva de partição do ciclone de 26” comparada à curva do classificador

espiral.

5.4 Concentração magnética de baixa intensidade

Para o estudo da concentra

ção magnética foram selecionadas 80 amostras para estudo

de variabilidade, sendo caracterizadas da seguinte forma:

 hematita compacta – HC;

 hematita friável - HF;

 itabirito compacto - IC;

 itabirito friável - IF;

 itabirito goethítico – IGO.

ós a caracterização foram realizados estudos de quantificação de massa magnética e

testes de recuperação em massa em escala de bancada em concentrador magnético de

baixa intensidade. A tabela 5.24 indica os valores de massa magnética e recuperação em

massa de cada litologia.

Tabela 5.24 Resultados de testes em bancada de concentração magnética de baixa

intensidade

Amostras Litologia M.Magnética HM + MA RM / Peso %Fe AL %Fe conc %Fe Rejeito RM Calculado Pontuação

EVMQ 31 HC

68,36 65,96 82,40 62,17 65,64 46,68 81,70%

EVMQ 32 HC

64,26 65,73 83,59 63,54 66,09 46,64 86,9%

EVMQ 33 HC

27,00 1,54 73,30 66,32 66,99 64,48 73,3%

EVMQ 36 HC

77,72 62,65 93,43 66,17 66,68 60,51 91,7%

EVMQ 37 HC

95,58 87,15 95,83 67,29 68,25 59,42 89,1%

EVMQ 25 HF 5,26 50,78 17,60 64,54 65,57 64,32 17,60%

EVMQ 38 HF

82,28 53,11 94,59 64,55 66,45 29,03 94,9%

EVMQ 39 HF

92,45 55,21 94,60 66,20 67,03 58,13 90,7%

EVMQ 40 HF 24,73 48,26 57,17 62,74 66,54 57,61 57,4%

EVMQ 41 HF

74,53 57,39 81,11 64,91 66,75 58,50 77,7%

EVMQ 42 HF

57,02 72,18 68,30 64,75 65,39 63,75 61,0%

EVMQ 43 HF

92,69 82,51 96,74 65,11 65,93 27,98 97,8%

EVMQ 44 HF

53,91 61,47 72,33 64,72 66,68 56,71 80,3%

EVMQ 45 HF

56,74 58,64 83,62 67,44 67,58 63,26 96,8%

EVMQ 46 HF

51,94 75,21 93,99 65,01 66,39 60,00 78,4%

EVMQ 53 HF

56,91 52,43 75,61 46,36 52,59 41,84 42,0%

EVMQ 56 HF

28,60 27,43 44,48 34,38 44,67 30,24 28,7%

EVMQ 57 HF

4,36 11,10 12,96 42,41 49,42 42,08 4,5%

EVMQ 58 HF 40,61 29,06 57,11 36,89 40,95 34,55 36,6%

EVMQ 64 HF

57,71 34,15 52,49 39,90 50,41 28,87 51,2%

EVMQ 65 HF

58,67 52,12 88,07 62,68 65,46 39,12 89,4%

EVMQ 66 IC 14,23 36,71 8,31 40,36 60,96 40,12 1,2%

EVMQ 68 IC

7,96 52,20 17,68 49,55 57,93 48,73 8,9%

EVMQ 70 IC

0,60 6,92 25,05 57,61 67,74 49,98 43,0%

EVMQ 71 IC

6,09 66,88 78,76 63,84 66,15 57,44 73,5%

EVMQ 72 IC

1,81 62,21 79,54 60,19 65,93 41,18 76,8%

EVMQ 03 IF

4,37 33,92 32,57 64,31 67,21 63,94 11,3%

EVMQ 04 IF

6,63 51,55 59,94 60,43 66,12 49,03 66,7%

EVMQ 10 IF 13,40 37,08 9,74 49,48 62,71 46,55 18,1%

EVMQ 18 IF

24,21 36,40 32,13 59,02 63,48 57,36 27,1%

EVMQ 19 IF

60,30 28,69 78,27 57,87 62,68 44,31 73,8%

EVMQ 27 IF 58,21 37,56 80,85 61,05 62,61 52,68 84,3%

EVMQ 28 IF

7,05 41,01 38,90 64,16 67,03 62,52 36,4%

EVMQ 29 IF

90,51 93,70 98,52 66,75 67,66 14,87 98,3%

EVMQ 73 IF 39,40 34,12 38,10 44,18 49,84 40,69 38,1%

EVMQ 74 IF

21,69 61,33 81,48 58,54 60,51 41,10 89,9%

EVMQ 75 IF

50,54 68,69 86,81 63,01 65,35 47,14 87,1%

EVMQ 77 IF

80,49 76,32 95,47 62,12 64,77 29,37 92,5%

EVMQ 78 IF

76,96 64,01 87,03 59,18 63,57 23,16 89,1%

EVMQ 79 IF

85,35 77,82 95,95 65,10 67,68 49,47 85,8%

EVMQ 81 IF

91,49 60,73 91,95 49,11 51,47 15,77 93,4%

EVMQ 82 IF 57,65 83,57 94,41 66,52 66,69 46,37 99,2%

EVMQ 83 IF

27,24 76,65 82,91 59,95 63,91 39,94 83,5%

EVMQ 84 IF

10,92 56,05 28,39 60,23 67,42 58,26 21,5%

EVMQ 85 IF 31,54 37,01 42,99 60,45 64,42 56,88 47,3%

EVMQ 86 IF

29,95 63,47 58,14 58,97 66,02 45,33 65,9%

EVMQ 87 IF

97,50 50,43 94,88 65,45 67,10 26,67 95,9%

EVMQ 90 IF

54,55 63,11 93,49 65,73 67,48 38,86 93,9%

EVMQ 17 IF / IC

36,91 16,61 36,24 62,28 65,38 61,61 17,8%

EVMQ 01 IGO

14,86 14,87 41,67 62,83 65,19 59,58 57,9%

EVMQ 02 IGO

29,13 34,61 60,87 63,09 64,94 60,49 58,4%

EVMQ 06 IGO

3,84 35,04 9,55 62,99 68,12 62,42 10,0%

EVMQ 07 IGO

14,56 53,91 17,48 63,31 66,55 63,11 5,8%

EVMQ 08 IGO

3,20 10,71 3,83 60,19 66,12 59,32 12,8%

EVMQ 11 IGO 21,26 34,05 9,06 41,12 51,05 38,05 23,6%

EVMQ 12 IGO

11,06 30,27 9,63 36,71 54,11 34,05 13,3%

EVMQ 13 IGO

2,05 40,64 14,20 49,55 65,98 45,60 19,4%

EVMQ 14 IGO 0,00 36,07 1,43 61,09 62,53 60,10 40,7%

EVMQ 15 IGO

19,16 24,13 23,64 61,36 64,27 60,31 26,5%

EVMQ 16 IGO

19,71 14,70 34,77 60,58 63,57 60,50 2,6%

EVMQ 20 IGO

0,00 57,61 17,04 57,45 64,65 50,84 47,9%

EVMQ 21 IGO

36,23 62,08 75,78 55,77 60,34 38,98 78,6%

EVMQ 23 IGO

90,42 84,78 98,71 67,03 68,14 42,45 95,7%

EVMQ 26 IGO

85,01 49,73 96,00 63,38 63,59 47,20 98,7%

EVMQ 91 IGO 64,67 73,76 95,26 68,00 68,89 50,06 95,3%

EVMQ 92 IGO

27,98 47,42 34,31 58,97 66,91 58,74 2,8%

EVMQ 93 IGO

32,46 38,18 44,29 58,32 64,61 54,04 40,5%

EVMQ 94 IGO 16,58 25,86 12,04 58,54 63,47 46,99 70,1%

EVMQ 96 IGO

72,00 31,10 87,81 59,02 60,76 54,17 73,6%

EVMQ 97 IGO

22,45 56,35 28,30 63,30 66,10 61,27 42,0%

EVMQ 98 IGO

23,96 38,63 31,37 55,72 65,09 48,30 44,2%

EVMQ 99 IGO

88,81 57,02 91,28 65,79 66,39 57,28 93,4%

EVMQ 101 IGO

47,76 45,15 54,67 56,73 60,48 51,99 55,8%

EVMQ 102 IGO

32,87 33,07 34,23 40,43 62,08 32,10 27,8%

EVMQ 104 IGO

29,94 38,66 35,76 47,37 56,61 45,29 18,4%

EVMQ 105 IGO

72,33 11,73 63,30 57,45 63,28 54,65 32,4%

EVMQ 106 IGO

4,84 11,65 16,36 50,44 63,77 50,01 3,1%

EVMQ 107 IGO 11,13 32,13 40,77 47,44 65,19 39,45 31,0%

EVMQ 05 IGO / IF

17,57 48,27 49,21 55,02 65,12 41,02 58,1%

EVMQ 09 IGO / IF

14,49 49,84 15,98 60,51 65,52 58,95 23,7%

Mínimo 0,00 1,54 1,43 34,38 40,95 14,87 1,15%

Média

40,53 47,80 56,46 58,43 63,18 48,47 55,66%

Máximo

97,50 93,70 98,71 68,00 68,89 64,54 99,16%

O estudo de variabilidade teve como objetivo quantificar a recuperação em massa em

relação à presença de massa magnética da amostra em concentração magnética de

baixa intensidade, para adotar um valor de referência no balanço de massa. Nota-se uma

correlação entre recuperação em massa e o percentual de massa magnética e uma

variação na recuperação em massa de 10% a 99%, ilustrada pela figura 5.11.

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

0 10 20 30 40 50 60 70 80 90

Número de amostras

% Rendimento em Massa x % Massa magnética

% R.Massa % Massa Magnética

Figura 5.11 Recuperação em massa e % de massa magnética.

A correla

ção entre as duas variáveis pode ser quantificada na figura 5.12. Pode-se

observar que a porcentagem da massa magnética da amostra tende acompanhar a

recuperação em massa.

y = 0,8838x + 20,664

R² = 0,6989

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

0,00 20,00 40,00 60,00 80,00 100,00 120,00

% de massa magnética

% rendimento em massa

Correlação do % rendimento em massa x % de massa magnética

Figura 5.12 Correlação de recuperação em massa versus massa magnética.

Para adotar um valor de recupera

ção em massa como referência foi feito um estudo

estatístico tomando como base o resultado do teste piloto, mostrado na tabela 5.25, onde

a recuperação em massa foi de 9,97%.

Tabela 5.25 Resultado piloto da concentra

ção magnética de baixa intensidade-WDRE

Fluxos % Fe % SiO

%P % Al

% PPC % Recuperação

Alimentação 62,40 3,78 0,087 2,29 3,59 100,00

Concentrado 65,76 2,17 0,053 1,66 1,51 9,97

Rejeito 62,03 3,96 0,090 2,36 3,82 90,03

Foi adotado peso 1 para valores de recupera

ção em massa acima de 9,97% e peso

ZERO para valores inferiores a 9,97%, mostrados na tabela 5.24 Desta forma, foram

contabilizados 7 valores ZERO e 75 valores acima do valor obtido no teste piloto. Os

valores de recuperação em massa encontrados nos testes de variabilidade contabilizam

93,75% maiores que o valor do teste piloto. A tabela 5.26 indica os valores do fator de

enriquecimento obtido.

Tabela 5.26 Fator de Enriquecimento, concentração magnética baixa intensidade

Teores % Fe % SiO

% P % Al

% PPC

Fator de

enriquecimento

1,053 0,574 0,609 0,725 0,421

Os resultados acima justificam a necessidade de uma concentra

ção magnética de baixa

intensidade para fazer o desbaste da magnetita e também garantir um teor de ferro mais

rico para o sínter feed. O rejeito deste estágio de concentração foi destinado à

concentração magnética de alta intensidade.

5.5 Concentração magnética de alta intensidade

Os testes de concentra

ção magnética de baixa intensidade mostraram uma grande

variabilidade na recuperação em massa, dessa forma, a concentração magnética de alta

intensidade também foi afetada por essa variação. Foram adotadas como premissa as

seguintes variáveis de processo para o concentrador magnético de alta intensidade :

 GAP – 2,5mm;

 Campo magnético- 15.000 Gauss;

 Densidade na alimentação – 1,5t/m

Foram executados dois testes para servir como refer

ência e os resultados são mostrados

nas tabelas 5.27 e 5.28. A tabela 5.27 é referente a uma amostra mais pobre para refletir

uma possível variação do ROM e a tabela 5.28 se refere a uma amostra coerente com os

resultados obtidos na concentração magnética de baixa intensidade.

Tabela 5.27 Resultados teste piloto de concentra

ção magnética de alta intensidade

(amostra teor pobre)

Fluxos % Fe % SiO

% P % Al

% PPC % Recuperação

Alimentação 58,62 6,35 0,107 3,08 5,34 100,00

Concentrado 63,89 1,92 0,084 1,88 3,67 66,66

Rejeito 55,99 8,57 0,118 3,69 6,17 33,34

Tabela 5.28 Resultados teste piloto concentração magnética de alta intensidade

(amostra teor médio)

Fluxos % Fe % SiO

% P % Al

% PPC % Recuperação

Alimentação 62,16 3,84 0,090 2,34 3,78 100,00

Concentrado 65,07 2,15 0,070 1,42 2,58 71,78

Rejeito 54,76 8,16 0,140 4,69 6,82 28,22

Notou-se que em ambos os testes os valores de porcentagem de ferro encontrados para

o rejeito ficaram bem elevados. A principio, pensou-se em uma moagem seguida de

flotação. Concluiu-se que o alto teor de Al

elevaria o teor final de Al

do pellet feed

para níveis não compatíveis com o mercado.

Os valores de enriquecimento para a concentra

ção magnética de alta intensidade são

indicados na tabela 5.29

Tabela 5.29 Fator de enriquecimento concentra

ção magnética de alta intensidade

Amostra % Fe % SiO

% P % Al

% PPC

pobre 1,089 0,302 0,785 0,6103 0,687

rica 1,047 0,559 0,777 0,6068 0,6825

Observou-se que os circuitos de concentra

ção magnética de baixa e alta intensidade

trazem redução no teor de Al

e PPC agregando valor metálico ao sínter feed.

Para o balan

ço de massa industrial foram adotados a recuperação em massa de 70% e

os valores de enriquecimento da amostra rica para fazer as simulações de qualidade dos

produtos.

5.6 Circuito de deslamagem

Para o desenvolvimento do circuito de deslamagem, tomou-se como premissa valor

inferior a 1% de Al

para o underflow e o percentual retido na fração em 10µm menor

que 10%. Estes valores são referências para a alimentação do circuito de flotação.

Para tanto, foram selecionadas 33 amostras para realização dos testes em bancada. A

tabela 5.30 contém os teores e recuperação em massa obtidos nos testes e a figura 5.13

as variações dos teores de Al

para os fluxos de alimentação, underflow e overflow.

Tabela 5.30 Resultados de testes de bancada para o circuito de deslamagem

0,91

1,82

0,53

0,29

0,28

1,4 6

1,00

1,78

0,44

0,30

0,26

0,2 5

0,2 8

1,35

0,53

0,49

0,46

1,16

0,2 5

0,39

0,67

0,34

0,24

2,28

0,9 7

0,6 3

0,46

1,25

0,43

0,24

0,67

2,2 9

1,06

2,25

2,27

1,43

0,67

0,70

1,8 3

1,53

1,77

0,75

0,67

0,51

0,5 3

0,6 1

1,53

0,83

0,79

0,80

1,65

0,5 2

0,78

1,50

0,63

0,46

3,00

3,1 7

1,9 3

1,32

1,36

0,82

1,53

1,66

3,4 5

1,89

0,00

0,50

1,00

1,50

2,00

2,50

3,00

3,50

4,00

% Al2O3

Variação % Al

deslamagem - Teste Bancada

Figura 5.13 – Valores dos teores de Al

da AL e do UF – Testes em bancada.

Teores

Testes AL UF OF AL UF OF

1 60,66 64,34 59,53 2,25 0,91 3,16 40,40

2 62,45 64,92 60,04 2,27 1,82 2,81 54,38

3 46,71 48,52 40,28 1,43 0,53 2,43 52,55

4 36,22 37,05 32,79 0,67 0,29 7,57 94,78

5 32,00 34,23 30,05 0,70 0,28 5,33 91,69

6 61,68 63,35 59,12 1,83 1,46 2,33 57,46

7 61,72 63,48 57,82 1,53 1,00 2,31 59,65

8 59,14 59,57 58,86 1,77 1,78 1,73 81,77

9 48,86 48,02 57,78 0,75 0,44 1,88 78,51

10 44,39 43,36 53,35 0,67 0,30 3,05 86,54

11 35,22 32,95 46,25 0,51 0,26 1,86 84,39

12 35,09 34,65 45,02 0,53 0,25 3,82 92,15

13 45,10 44,64 48,24 0,61 0,28 3,40 89,44

14 61,05 61,90 59,37 1,53 1,35 1,67 43,98

15 58,99 60,27 58,26 0,83 0,53 1,24 58,00

16 57,56 56,18 57,51 0,79 0,49 1,48 69,57

17 61,20 62,29 58,13 0,80 0,46 1,86 75,67

18 44,32 44,73 47,90 1,65 1,16 4,19 83,83

19 29,26 28,77 35,55 0,52 0,25 13,84 98,01

20 27,10 26,21 29,99 0,78 0,39 6,71 93,83

21 64,68 67,90 64,03 1,50 0,67 4,15 76,14

22 64,03 64,95 54,70 0,63 0,34 1,69 78,54

23 64,91 66,58 54,21 0,46 0,24 1,49 82,40

24 62,22 64,82 53,38 3,00 2,28 4,46 67,00

25 60,62 65,99 50,76 3,17 0,97 10,34 76,53

26 64,65 66,98 55,58 1,93 0,63 4,48 66,26

27 65,09 67,91 61,87 1,32 0,46 3,72 73,58

28 66,33 67,58 65,22 1,36 1,25 1,43 40,03

29 64,46 66,98 60,22 0,82 0,43 1,79 71,50

30 63,91 66,86 57,71 1,53 0,24 4,24 67,75

31 65,77 68,02 61,12 1,66 0,67 3,98 70,13

32 61,12 65,06 68,00 3,45 2,29 5,35 62,10

33 59,99 63,29 63,51 1,89 1,06 4,46 75,60

Média 54,44 55,83 53,52 1,37 0,78 3,77 72,55

Desvio Médio 11,58 12,54 9,08 0,62 0,46 1,78 13,72

% Fe % Al2O3

% Rec Massa

A figura 5.14 indica a correlação entre o teor de ferro na alimentação e o teor de ferro

no underflow.

y = 1,0853x - 3,2534

R² = 0,9895

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

80,00

20,00 30,00 40,00 50,00 60,00 70,00

Correlação % Fe AL x % Fe UF deslamagem - Teste Bancada

Linear (UF)

Figura 5.14 Correlação entre o teor de ferro da alimentação versus teor de ferro do

underflow.

Devido à grande variação dos teores, conforme mostrado na tabela 5.30, optou-se por

circuito triplo de deslamagem, ilustrado pela figura 5.15

Desl 1

Desl 2

Desl 3

Lamas

- 0,15mm

Flotação

Figura 5.15 Rota de processo adotada para o circuito de deslamagem.

Foram realizados simulações para cada estágio do circuito triplo, chegando a um

resultado compatível para alimentar o circuito de flotação.

5.6.1 Deslamagem 1

Para a deslamagem 1 foram adotadas as seguintes premissas:

 modelo ciclone - GMAX 15;

 diâmetro apex - 2,5 polegadas;

 diâmetro do vortex - 4,5 polegadas;

 área do inlet - 15pol

;

 pressão de trabalho - 1,76kg/cm

;

 taxa de alimentação - base 1000t/h;

 densidade de polpa na alimentação - 1,18t/m

Os valores da simula

ção para o circuito da deslamagem 1 estão indicados na tabela 5.31.

A tabela 5.31- Resultados da simula

ção para a circuito de deslamagem 1

ALIMENTAÇÃO OVERFLOW Partição

Ms - t/h 1000 286 714

71,4

RECUPERAÇÃO - % 100,0 28,6 71,4 71,4

Microns t/h % ret t/h % ret t/h % ret % AC. % Passante

210,0 9,8 0,98 0,00 0,00 9,80 1,37 1,37 98,63

150,0 10,8 1,08 0,00 0,00 10,80 1,51 2,89 97,11

105,0 61,6 6,16 0,00 0,00 61,60 8,63 11,51 88,49

75,0 64,3 6,43 0,00 0,00 64,30 9,01 20,52 79,48

53,0 94,3 9,43 0,06 0,02 94,24 13,20 33,71 66,29

45,0 98,4 9,84 0,30 0,11 98,10 13,74 47,45 52,55

37,0 25,7 2,57 0,35 0,12 25,35 3,55 51,00 49,00

25,0 187,1 18,71 21,62 7,56 165,48 23,17 74,18 25,82

15,0 165,0 16,50 70,42 24,63 94,58 13,25 87,42 12,58

10,0 133,00 13,30 80,46 28,14 52,54 7,36 94,78 5,22

6,0 30,0 3,00 21,13 7,39 8,87 1,24 96,02 3,98

5,0 10,0 1,00 7,23 2,53 2,77 0,39 96,41 3,59

4,0 10,0 1,00 7,38 2,58 2,62 0,37 96,78 3,22

3,2 10,0 1,00 7,49 2,62 2,51 0,35 97,13 2,87

-3,0 90,0 9,00 69,50 24,30 20,50 2,87 100,00 0,00

979,4 100,0 286,0 100,0 714,0 100,0

UNDERFLOW

Percebeu-se uma parti

ção de 71,4% para o underflow, valor próximo à média dos testes

em bancada de 72,5% indicado na tabela 5.30. O valor retido na malha de 10µm está

compatível com o valor requerido para o circuito, menos de 10% retido.

5.6.2 Deslamagem 2

A deslamagem 2, alimentada pelo o

overflow da deslamagem 1, contém um valor alto de

lamas em sua alimentação 28,14%. Parte desta massa de lamas pode ser recuperada

sem comprometer a qualidade física para alimentar o circuito de flotação. Desta forma, a

deslamagem 2 recupera parte das partículas acima de 10µm contidas no overflow da

deslamagem 1 e aumenta também a recuperação em massa do circuito.

Foram adotadas as seguintes premissas para este est

ágio:

 modelo ciclcone - GMAX 10;

 diâmetro apex – 1,25 polegadas;

 diâmetro do vortex – 2,5 polegadas;

 área do inlet – 8,4pol

;

 pressão de trabalho – 2,11kg/cm

;

 taxa de alimentação base –286t/h;

 densidade de polpa na alimentação – 1,07t/m

Os valores desta simula

ção são mostradas na tabela 5.32. Percebeu-se uma

recuperação em massa da lama, contida no overflow da deslamagem 1, em 51%. O valor

de 14,36% retido em 10µm no underflow está acima do requerido, 10%. Desta forma, é

justificado o terceiro estágio de deslamagem.

Tabela 5.32- Resultados simulação para o circuito de deslamagem 2

Fluxos ALIMENTAÇÃO OVERFLOW Partição

Ms - t/h 286 152 134 46,8

RECUPERAÇÃO- % 100,0 53,2 46,8 46,8

Microns t/h % ret t/h % ret % Ac. t/h % ret % Ac. %Passante

210,0 0,00 0,00 0,00 0,00 0,0 0,00 0,00 0,00 100,00

150,0 0,00 0,00 0,00 0,00 0,0 0,00 0,00 0,00 100,00

105,0 0,00 0,00 0,00 0,00 0,0 0,00 0,00 0,00 100,00

75,0 0,00 0,00 0,00 0,00 0,0 0,00 0,00 0,00 100,00

53,0 0,06 0,02 0,00 0,00 0,0 0,06 0,05 0,05 99,95

45,0 0,30 0,11 0,00 0,00 0,0 0,30 0,23 0,28 99,72

37,0 0,35 0,12 0,00 0,00 0,0 0,35 0,26 0,54 99,46

25,0 21,62 7,56 0,70 0,46 0,5 20,92 15,64 16,18 83,82

15,0 70,42 24,63 17,38 11,42 11,9 53,04 39,64 55,82 44,18

10,0 80,46 28,14 40,57 26,66

38,5

39,89 29,82 85,64 14,36

6,0 21,13 7,39 15,08 9,91 48,5 6,06 4,53 90,16 9,84

5,0 7,23 2,53 5,46 3,59 52,0 1,76 1,32 91,48 8,52

4,0 7,38 2,58 5,86 3,85 55,9 1,52 1,13 92,61 7,39

3,2 7,49 2,62 6,15 4,04 59,9 1,34 1,00 93,62 6,38

-3,0 69,50 24,30 60,96 40,06 100,0 8,54 6,38 100,00 0,00

286,0 100,0 152,2 100,0 133,8 100,0

UNDERFLOW

5.6.3 Deslamagem 3

A alimenta

ção da deslamagem 3 foi composta pelo underflow da deslamagem 1

adicionada com o underflow da deslamagem 2. A finalidade da deslamagem 3 é garantir

uma maior recuperação do circuito com um percentual mínimo de lamas retido em 10µm.

A tabela 5.33 indica os valores obtidos nas simulações.

Tabela 5.33

– Resultados teste piloto para o circuito de deslamagem 3

Ms - t/h 847,8

847,83

160,6 687,2

81,1

RECUPERAÇÃO- % 100 19 81 81,1

Microns t/h % ret t/h % ret t/h % ret % Ac. % Passante

210,0 9,80 1,16 0,00 0,00 0,00 0,01 0,00 0,00 100,00

150,0 10,80 1,27 0,03 0,00 0,00 0,23 0,03 0,04 99,96

105,0 61,60 7,27 0,37 0,00 0,00 3,12 0,45 0,49 99,51

75,0 64,30 7,58 2,98 0,00 0,00 25,26 3,68 4,17 95,83

53,0 94,30 11,12 10,61 0,09 0,05 89,87 13,08 17,24 82,76

45,0 98,40 11,61 18,78 0,60 0,37 158,62 23,08 40,33 59,67

37,0 25,70 3,03 24,51 3,09 1,92 204,71 29,79 70,12 29,88

25,0 186,40 21,99 12,06 10,85 6,75 91,40 13,30 83,42 16,58

15,0 147,62 17,41 10,22 33,42 20,80 53,23 7,75 91,16 8,84

10,0 92,43 10,90 10,35 50,42

31,39

37,33 5,43 96,60 3,40

6,0 14,92 1,76 4,59 27,20 16,93 11,71 1,70 98,30 1,70

5,0 4,54 0,53 2,52 15,47 9,63 5,90 0,86 99,16 0,84

4,0 4,14 0,49 1,28 8,10 5,04 2,75 0,40 99,56 0,44

3,2 3,85 0,45 0,38 2,46 1,53 0,77 0,11 99,67 0,33

-3,0 29,04 3,43 1,32 8,93 5,56 2,27 0,33 100,00 0,00

847,8 100,0 100,0 160,6 100,0 686,9 100,0

Os valores indicam que n

ão houve um comprometimento da qualidade física do

underflow. O valor retido na malha de 10µm ficou em 3,4%.

Após os testes individuais para as deslamagens 1, 2 e 3 foi feito um terceiro teste onde

simulou-se o circuito como um todo. Os valores da tabela 5.34 indicam os resultados

desta simulação.

Tabela 5.34

– Resultado global da simulação do circuito de deslamagem

Ms - t/h 1000,0 312,8 4510,5 687,2 %

68,7

RECUPERAÇÃO- % 100,0 31,3 68,7 MTPA

Microns t/h % ret % ret ac. t/h % ret

% Ret. Ac.

t/h % ret % ret ac %passante

210,0 9,8 0,98 1,0 0,00 0,00 0,01 0,00 0,0 100,0

150,0 10,8 1,08 2,06 0,00 0,00 0,23 0,03 0,0 100,0

105,0 61,6 6,16 8,22 0,00 0,00 3,12 0,45 0,5 99,5

75,0 64,3 6,43 14,65 0,00 0,00 25,26 3,68 4,1 95,9

53,0 94,3 9,43 24,08 0,09 0,03 89,87 13,08 17,2 82,8

45,0 98,4 9,84 33,92 0,60 0,19 158,62 23,08 40,3 59,7

37,0 25,7 2,57 36,49 3,09 0,99 204,71 29,79 70,1 29,9

25,0 187,1 18,71 55,20 11,55 3,69 91,40 13,30 83,4 16,6

15,0 165,0 16,50 71,70 50,80 16,24 53,23 7,75 91,1 8,9

10,0 133,0 13,30 85,00 90,99 29,09 70,91 37,33 5,43 96,6 3,4

6,0 30,0 3,00 88,00 42,28 13,52 11,71 1,70 98,3 1,7

5,0 10,0 1,00 89,00 20,93 6,69 5,90 0,86 99,1 0,9

4,0 10,0 1,00 90,00 13,96 4,46 2,75 0,40 99,5 0,5

3,2 10,0 1,00 91,00 8,61 2,75 0,77 0,11 99,6 0,4

-3,0 90,0 9,00 100,00 69,88 22,34 2,27 0,33 100,0 0,0

TOTAL 1000,0 100,0 312,8 100,0 687,2 100,0

A recupera

ção em massa global do circuito foi de 68,7%. A fração retida em 10µm obteve

o valor de 3,4%. Desta forma, a porcentagem de lama contida no underflow ficou dentro

dos valores estabelecidos.

Para o fechamento do balan

ço metalúrgico foram considerados os valores dos teores de

%Fe e %Al

. Para o cálculo de %Fe contido no underflow foi considerada a correlação

indicada na figura 5.13 e, pela regra dos três produtos, foi calculada a %Fe no overflow.

Por analogia foi calculada a %Al

no underflow. A figura 5.16 indica a correlação entre

a %Al

no underflow em relação à alimentação.

y = 0,6089x - 0,0522

R² = 0,6703

0,00

0,50

1,00

1,50

2,00

2,50

0,00 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00 3,50 4,00

Correlação % Al2O3 AL x % Al2O3 UF deslamagem - Teste Bancada

Linear (AL)

Figura 5.16 – Correlação entre %Al

na AL versus % Al

no underflow – teste

bancada.

O resumo do balan

ço metalúrgico é indicado pela tabela 5.35.

Tabela 5.35

– Balanço metalúrgico simulado do circuito de deslamagem

Fluxos

Teores % Fe % Al2O3 % Fe % Al2O3 % Fe % Al2O3

Desl. 1 54,44 1,37 55,83 0,78 50,85 2,66 72,10% 27,90%

Desl. 2 50,85 2,66 51,93 1,57 49,94 3,57 12,69% 15,21%

Desl. 3 55,83 0,90 57,34 0,49 48,99 3,79 68,76% 16,03%

Rec Global 100% 68,76% 31,24%

AL UF

Rec OF

Rec UF

O circuito triplo de deslamagem simulado

à partir dos testes em bancada indica um bom

desempenho para a simulação do circuito industrial. Os valores obtidos de granulometria

e a %Al

no underflow da deslamagem 3 são compatíveis com a alimentação do

circuito de flotação.

O valor de lama gerado pelo

overflow da deslamagem 1 e 2 totalizou 31,24%. Este valor é

considerado alto e, portanto, o volume de lama gerado é elevado, indicando uma maior

massa para o espessamento de rejeito.

Os valores de partições obtidos, bem como as equações de correlações de % Fe e %

serviram de base para o dimensionamento do circuito industrial.

5.7 Circuito de flotação

Para estudar o circuito de flota

ção partiu-se do princípio que os valores necessários

para a adequação do teor de SiO2 no concentrado e % Fe no rejeito final seriam :

 % de SiO

no concentrado de 0,8% ;

 % de Fe

no rejeito final da flotação de 12%.

Os testes de bancada serviram para determinar o tempo de resid

ência de flotação,

recuperação em massa e teores de concentrado e rejeito. Foi adotada uma rota básica

de processo constituída pelas etapas rougher e cleaner . A tabela 5.36 indica os valores

mais próximos da premissa e serviram também de base para prosseguir os estudos em

escala piloto.

Tabela 5.36 Resultados cin

ética de flotação em teste de bancada

As dosagens de reagentes para o teste em bancada indicado pela tabela 5.35 est

ão

descritas na tabela 5.37

Tabela 5.37 Dosagem de reagentes adotada para o teste de refer

ência em bancada

Estágios

TR(Minutos)

% Fe Rejeito

% SiO2 Conc

% Rec Massa

dp (t/m3)

Rougher

3,26

10,59

2,74

94,95

4,66

1,59

Cleaner

6,00

15,17

0,85

97,48

5,07

1,58

Cinética de Flotação teste em Bancada

Coletor / depressor

g/t alim

g/t SiO2

Amina RG

15,70

250

Amido RG

800

Amido SCV

800

Dosagens de Reagen

tes

Com base nos resultados do teste em bancada foi selecionada uma rota de processo para

estudos em escala piloto indicada pela figura 5.17.

Figura 5.17 Rota de processo para estudo em escala piloto.

As dosagens de reagentes do teste em bancada foram mantidas e os resultados est

ão

indicados na tabela 5.38

Tabela 5.38 - Resultados testes de cin

ética em escala piloto

Notou-se uma semelhan

ça na cinética de flotação entre o teste em bancada e o teste

piloto para as etapas rougher e cleaner. O tempo de residência de 36,55 minutos para o

etapa scavenger não atendeu a premissa de 12% de Fe no rejeito final.

Em seguida foi feita uma simula

ção do circuito proposto em escala piloto. Os resultados

estão indicados na figura 5.18.

Estágios

TR(Minutos)

% Fe Rejeito

% SiO2 conc

assa

dp (t/m3)

Rougher

2,16

19,12

1,60

96,56

4,66

1,59

Cleaner

3,59

52,35

0,80

92,75%

5,07

1,58

Scavenger

36,55

15,03

3,97

,45%

3,11

1,45

Cinética de Flotação

Piloto

Cleaner

Concentrado

Rejeito

Underflow da deslamagem

Rougher

Scavenger

Figura 5.18 Balan

ço de massa simulado para o circuito de flotação.

Nota-se que a meta do teor de ferro no rejeito em 12% n

ão foi atingida. Percebe-se

também que a etapa scavenger teve um enriquecimento elevado. Recebeu uma

alimentação com 41,41% de ferro e gerou um concentrado com 60% de ferro. Este valor

para um circuito de flotação é muito elevado, portanto houve a necessidade de incluir

mais um estágio de flotação, denominado scavenger 2. A figura 5.19 ilustra o novo

circuito.

t/h % Fe

% rec % SiO2 1000 63,93

100% 6,30

% Rec 1078,89 63,64 78,89 60,00

94,55%

107,89% 6,30 7,89% 11,56

1020,09 65,1

102,01% 4,19 58,80 38,36

5,88% 42,83

Rougher

98,95 43,22 157,75 41,41

9,89% 35,80 15,77% 38,42

% Rec

% Rec 78,87 22,82

50,00%

90,30%

7,89% 65,28

Concentrado Final

921,14 67,45 78,87 60,00

92,11% 0,80 7,89% 11,56

F. Enriq.

Rejeito Final

Rec Teor 92,11%

1,45

Rec Massa 92,11%

Rec Metalúrgica 97,19%

Cleaner

Scavenger

Figura 5.19 Nova rota de processo para o circuito de flota

ção.

Por analogia, foi desenvolvido um novo balan

ço de massa. Os resultados estão indicados

pela figura 5.20. Nota-se que houve uma melhora significativa com a inclusão do estágio

scavenger 2 com relação aos teores de concentrado. Obteve-se um concentrado de 50%

de ferro no scavenger 1 e 60% de ferro no scavenger 2. Com esta configuração o

resultado do circuito de flotação com dois estágios scavenger ficou mais coerente se

comparado a um único estágio. Porém, o teor no rejeito final ficou com 14,30% de ferro,

sendo que a meta era de 12%. Os testes em escala piloto geraram um rejeito com 15%

de Fe

Mesmo não atingindo a meta de 12% de Fe

o resultado da simulação

confirma o resultado do teste piloto.

A recupera

ção em massa ficou em 86,7% e a metalúrgica em 96,8% para a simulação

proposta.

Para o circuito industrial foi escolhida a rota do circuito de flota

ção com dois estágios

scavenger. O balanço de massa definitivo foi desenvolvido com a qualidade prevista do

ROM para os primeiros anos de operação e está descrito no capitulo 7.1

Cleaner

Concentrado Final

Rejeito Final

Underflow da deslamagem

Rougher

Scv

Scv 2

A fi

Figura 5.20 Rota de processo e balan

ço de massa da flotação adotados.

t/h % Fe

% rec % SiO2 1000 60,4

100% 6,30

% Rec 1130,02 60,35 130,02 60,00

90,30% 113,00% 11,05 13,00% 11,56

1020,41 64,1

102,04% 5,64 109,61 25,48

10,96% 61,44

Rougher

153,06 45,12 262,67 36,92

15,31% 33,07 26,27% 44,91

% Rec

% Rec 66,00%

85,00% 89,31 11,54

Concentrado Final 8,93% 81,58

867,35 67,45

86,73% 0,80 173,36 50,00

17,34% 26,01

% Rec

75%

130,02 60,00

13,00% 11,56

43,34 20,00

4,33% 69,36 Rec Teor 86,73%

Rec Massa 86,73%

Rejeito Final Rec Metalúrgica 96,86%

132,65 14,30

13,26% 77,59

Cleaner

Scavenger 1

Scavenger 2

6. CIRCUITO INDUSTRIAL

Para o do circuito industrial adotou-se uma rota de processo baseada nos estudos

realizados em escala piloto e foram adicionadas peneiras de alta frequência para o

circuito de flotação com o objetivo de garantir a qualidade final do pellet feed com o teor

abaixo de 0,9% de SiO

. A figura 6.1 indica o fluxograma de processo adotado.

Figura 6.1 Fluxograma de processo do circuito industrial.

A qualidade do min

ério adotada, denominada de ROM goethítico rico, para o

desenvolvimento do balanço de massa foi baseada no plano de desenvolvimento de lavra

em uma ótica de 5 anos. A tabela 6.1 indica a qualidade do minério adotada.

SF1

SF4

SF2

SF3

SF6

SF5

Fluxograma de Processo

H2O

Lamas

Rejeito Final

AL Jones

Cleaner

SCV1

SCV2

-8,0 +32,0 mm

-8,0 +1,0 mm

-1,0 +0,15 mm

-1,4 mm

-0,15 mm

-1,4 mm

-0,010 mm

-0,15 mm

H2O

SCV1

Rougher

US PN AF

Água Recirculada

OF Conc Jones

Tabela 6.1 Qualidade do ROM goeth

ítico rico

Faixas % Massa

% Fe % SiO2 % AL2O3 % P % PPC

+8mm

15,20 61,69 2,68 2,59 0,090 4,87

-8mm +1mm

20,15 62,48 3,30 2,03 0,076 4,33

-1mm +0,15mm

10,16 62,59 3,39 1,94 0,074 3,82

- 0,15mm

54,49 60,72 6,00 2,09 0,080 4,25

Total

100,00 61,41 4,69 2,14 0,080 4,32

Fração

+1,0 mm 62,14 3,03 2,27 0,082 4,56

ROM Goethítico Rico

Para o desenvolvimento do balanço de massa adotaram-se as recuperações indicadas na

tabela 6.2.

Tabela 6.2 Valores de recupera

ções para o desenvolvimento do balanço de massa

Tabela de partições /recuperações

Estação unitária

Peneiramento

Fluxos Quaternário 1 Quaternário 2

+8,0mm 13,96% 57,18%

8,0+1,0mm 24,69% 17,89%

-1,0 mm 61,35% 24,93%

Total 100,00% 100,00%

Estação unitária

Classificação

Fluxos Ciclones 26" Classificador espiral

Overflow 65,00% 42,00%

Underflow 35,00% 58,00%

Alimentação 100,00% 100,00%

Estação unitária

Concentração magnética

Fluxos Baixa intensidade Alta intensidade

Rejeito 90,03% 28,22%

Concentrado 9,97% 71,78%

Alimentação 100,00% 100,00%

Estação unitária

Circuito de deslamagem

Fluxos Deslamagem 1 Deslamagem 2 Deslamgem 3

Overflow 28,60% 53,20% 18,90%

Underflow 71,40% 46,80% 81,10%

Alimentação 100,00% 100,00% 100,00%

Estação unitária

Circuito de flotação

Fluxos Rougher Cleaner Scavenger 1 Scavenger 2

Rejeito 9,70% 15,00% 34,00% 25,00%

Concentrado 90,30% 85,00% 66,00% 75,00%

Alimentação 100,00% 100,00% 100,00% 100,00%

Com as recupera

ções e teores previstos nos testes de bancada e piloto mais a

qualidade do ROM Goethítico Rico, desenvolveu-se o balanço de massa obtendo-se

uma recuperação em massa de 76,8%.

As premissas adotadas para a disponibilidade f

ísica (DF) e utilidade física (UF) foram de

93% e 96%, respectivamente. Esses valores foram baseados no último projeto de grande

porte implantado para minério de ferro, Projeto Brucutu. O rendimento operacional (RO) é

o resultado da multiplicação dos dois valores acima citados DF e UF. Esse produto

significa o percentual de horas disponíveis para a operação da usina de concentração.

A tabela 6.3 indica os

índices de processo e volume de produção gerados para o

empreendimento.

Tabela 6.3

Índices de processo e volume de produção

Índices Processo

t/a %

Utilização Física

96,00 365,00

Disponibilidade Física

93,00 7820,93

Rendimento Operacional

89,28

Rendimento Massa

76,78

Rec. Metalúrgica

81,83

Sínter Feed

17.431.467

Pellet Feed

6.828.970

SF + PF

24.260.437

Horas Ano Disponíveis

Dias / ano

6.1 Balanço de massa industrial

O desenvolvimento integral do balan

ço de massa foi baseado em resultados de testes

piloto e bancada, mas também foram adotados dados práticos operacionais em minérios

similares como, por exemplo, densidade de polpas de operações auxiliares.

As unidades dos valores adotados no balan

ço foram especificadas conforme ilustrado na

figura 6.2.

Figura 6.2 Legenda de valores adotados no balan

ço de massa.

Onde:

 % AL – percentual em relação a taxa alimentada;

 Ms – massa de sólidos em t/h;

 M H2O – massa de água em t/h;

 MP – massa de polpa em t/h;

 %cw – concentração de sólidos em peso;

 Ds - densidade do sólido em t/m

;

 % Fe – teor de ferro;

 Vs – volume do sólido em m

/h;

 V H2O – volume de água em m

/h;

 %Cv – concentração de sólido em volume;

 Dp – densidade da polpa em t/m

;

 % SiO2 – teor de SiO

O desenvolvimento completo do balan

ço de massa é mostrado no anexo 6.

A qualidade dos produtos tamb

ém seguiu os valores dos testes piloto. A composição do

sínter feed foi estabelecida pelo somatório dos SF1+SF2+SF3+SF4+ F5+SF6. A tabela

6.4 indica os valores de massa, teores de %Fe e %SiO

, bem como, a origem de cada

um deles.

Tabela 6.4 Qualidade do s

ínter feed

% AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

Legenda

Fluxo t/h % Fe % SiO2 Procedência

SF1 1002,38 61,80 3,99

Fração -8,0 +1,0 mm PN Quat 1

SF2 294,37 62,10 2,10

Fração -8,0 +1,0 mm PN Quat 2

SF3 641,59 65,12 1,45 Conc WHCs

SF4 105,20 66,49 2,36 Conc WDRE

SF5 142,63 63,50 2,70 UF C. espiral Quat 1

SF6 42,66 62,61 3,23 UF C. espiral Quat 2

SF 2.229 63,25 2,91

SF1+SF2+SF3+SF4+SF5+SF6

PF 873 67,50 0,80

Concentrado da flotação

Total 3.102 64,45 2,32 24,26 Mt/a

A figura 6.3 representa a composição percentual do Sínter Feed gerado.

SF1

45%

SF2

13%

SF3

29%

SF4

SF5

SF6

Composição Sínter Feed

Figura 6.3 Composição de sínter feed.

A Tabela 6.5 indica a distribui

ção completa de massa e dos teores para o sínter feed e

pellet feed.

Tabela 6.5 Qualidade e distribui

ção de massa do sínter feed e pellet feed

Fluxo Massa - t/h % Fe % SiO3 % Al2O4 % P % PPC +6,3mm +1,0m m -0,15m m

SF1

1.002 62,48 3,30 2,03 0,076 4,33 35,27 88,23 9,23

SF2

294 62,10 2,10 2,59 0,090 4,87 25,2 86,64 8,41

SF3

642 65,12 1,45 1,14 0,074 3,63 4,48 48,26

SF4

105 66,49 2,36 0,86 0,058 4,63 4,39 49,26

SF5

143 63,50 2,70 1,26 0,048 3,82 77,45 2,86

SF6

43 62,61 3,23 1,68 0,058 4,87 9,63 50,44

SF 2.229 63,45 2,53 1,74 0,075 4,19 17,19 59,76 26,63

PF 873 67,50 0,80 1,16 t/a

Produção 24.260.437

Nota-se que a qualidade final do pellet feed atendeu as exig

ências do mercado externo,

teor de SiO

inferior a 0,80%. Como a qualidade da produção de pellet feed também

pode chegar a 1,2% de SiO

, sugere-se desviar o concentrado da flotação das peneiras

de alta frequência direcionando-o para o espessador de concentrado. Esta alternativa

proporciona um aumento da taxa de pellet feed em 82 t/h (pg18, anexo 6).

á o sínter feed possui um teor baixo de Fe. Este fato está relacionado com a presença da

goethita, confirmada pelas análises de PPC. O resultado final do balaço de massa indicou

que o empreendimento é um grande gerador de sínter feed. A porcentagem dos produtos

é de 72% para sínter feed e 28% para pellet feed. Indica, também, que o sínter feed

possui baixo teor de SiO

e também uma granulometria muito competitiva na fração

retida em +1,0mm, 59,7%.

A figura 6.3 ilustra o fluxograma de processos e indica as unidades geradoras para a

composição do sínter feed e pellet feed.

Figura 6.4

– Fluxograma de processos e balanço de produtos.

Lamas - t/h

4040

A Nova - t/h

537,71

SF1 -t/h

1.002,38

SF4 -t/h

105,20

SF2 -t/h

294,37

SF3 -t/h

SF6 -t/h

641,59

42,66

SF5

142,63

PF -t/h

873,17

INPUT Taxa DF UF

1 4040 93,0% 96,0%

C. Quater.

WDRE 100% alimentado

3.101,99

FLUXO % Fe % SiO2 R. Massa

SF 63,45 2,53 2.228,82 t/h 76,78% 873,17 t/h 148,22 t/a

Fluxograma de processo com balanço de produtos

24.260.437

H2O

Lamas

Rejeito Final

AL Jones

Cleaner

SCV1

SCV2

+8,0 -32,0 mm

-8,0 +1,0 mm

-1,0 +0,15 mm

-1,4 mm

-0,15 mm

-1,4 mm

-0,010 mm

-0,15 mm

H2O

32,0 mm

SCV1

Rougher

US PN AF

Água Recirculada

m3/h

OF Conc Jones

A figura 6.5 ilustra os resultados quantitativo e qualitativo dos produtos gerados, sínter

feed e pellet feed.

Figura 6.5 Resumo Geral do balan

ço de massa industrial.

Fluxo Massa - t/h % Fe % SiO3 % Al2O4 % P PPC +6,3mm +1,0mm -0,15m m

% SF Participação

SF1

1.002 62,48 3,30 2,03 0,076 4,33 35,27 88,23 9,23 45% SF1

SF2

294 62,10 2,10 2,59 0,090 4,87 25,2 86,64 8,41 13% SF2

SF3

642 65,12 1,45 1,14 0,074 3,63 4,48 48,26 29% SF3

SF4

105 66,49 2,36 0,86 0,058 4,63 4,39 49,26 5% SF4

SF5

143 63,50 2,70 1,26 0,048 3,82 77,45 2,86 6% SF5

SF6

43 62,61 3,23 1,68 0,058 4,87 9,63 50,44 2% SF6

SF 2.229 63,45 2,53 1,74 0,075 4,19 17,19 59,76 26,63

100% SFAP

PF 873 67,50 0,80 1,16 t/a

R.Massa 76,78%

UF 96,0%

DF 93,0%

RO 89,3%

SF1 SF2

25% 62,11 7% 62,10

1.002,38 218,86 294,37 64,27

123,89 123,89 36,38 36,38

1.126,26 342,75 330,75 100,66

89% 0,64 89% 0,64

4,58 3,29 4,58 3,29

3,30 2,10

SF4 SF3

2,60% 66,49 16% 65,12

105,20 22,01 641,59 128,32

11,69 -1,31 71,29 274,97

116,89 20,70 712,88 403,29

90% 1,06 90% 0,32

4,78 5,02 5,00 2,27

1,58 1,45

SF5 SF6

3,53% 63,50 1% 62,61 55,05% 63,45

142,63 30,87 42,66 9,34 2228,82 472,94

17,63 17,63 5,27 5,27 266,15 266,15

160,25 48,50 47,93 14,61 2494,97 739,09

89% 0,64 89% 0,64 89,33% 63,99%

4,62 3,30 4,57 3,28 4,71 3,38

2,70 3,23 2,53

Produção

Resumo Geral do Balanço de Massa

24.260.437

SF1

45%

SF2

13%

SF3

29%

SF4

SF5

SF6

Composição Sínter Feed

7. CONCLUSÃO

Pode-se afirmar que o minério ROM Goethítico Rico é hidratado, sendo a hematita

martítica o mineral de ferro mais abundante. Apresenta também partículas em processo

de martitização com grande participação de magnetita. A goethita existente apresenta-se

em forma terrosa. Tanto a goethita quanto a hematita martítica apresentam minerais

aluminosos associados geralmente em poros e intertícios das microestruturas, em frações

extremamentes finas. Esta característica gerou uma grande quantidade de lamas (13%

em relação ao ROM).

As part

ículas de quartzo presente estão totalmente livres.

A participa

ção da magnetita na composição do ROM exigiu o uso de uma concentração

magnética de baixa intensidade como proteção da concentração magnética de alta

intensidade.

Do desenvolvimento dos testes piloto e do balan

ço de massa concluiu-se que:

 a britagem quaternária apresentou uma baixa eficiência na malha de 8,0mm

(42,7%);

 a fração acima de 1,0 mm não requereu concentração, pois apresentou baixo teor

de SiO

(3,03%);

 o rejeito da concentração magnética de alta intensidade apresentou elevado teor

de Fe (55,6%) e baixo teor de SiO2 (5,4%);

 a recuperação mássica do circuito de concentração magnética variou entre 9% e

90%;

 a lama direcionada para o espessador de lamas apresentou um teor de Fe alto

(53,7%);

 no desenvolvimento do balanço de massa, mantendo as recuperações dos testes

piloto, o circuito de flotação apresentou um teor de Fe no rejeito menor que os

conseguidos nos testes piloto (10,7%);

 O oversize das peneiras de alta frequência possui teores compatíveis de Fe e

SiO

66,9% e 3,12% respectivamente, para serem adicionados ao Sínter Feed.

Os valores dos índices de processo foram:

 taxa de alimentação da planta de beneficiamento: 4040 t/h;

 recuperação em massa: 76,78%;

 recuperação metalúrgica: 81,8%;

 disponibilidade física: 93%;

 utilização física: 96%;

 rendimento operacional: 89,3%;

 horas efetivas trabalhadas: 7821h;

 volume de ROM: 31,60 Mta;

 volume de produção: 24,26 Mta;

 produção de Sínter Feed: 17,43 Mta;

 produção de Pellet Feed: 6,83 Mta;

 relação do SF para o PF: 0,72.

8. SUGESTÕES FUTURAS

Pelo desenvolvimento do balan

ço de massa pode-se observar que o rejeito da

concentração magnética de alta intensidade e as lamas ficaram com teores de ferro

elevados para uma planta de concentração de minérios de ferro, 55% e 54%,

respectivamente.

Sugere-se ent

ão duas rotas alternativas para o tratamento desses fluxos.

8.1 Rota de processo para o rejeito da Concentração magnética alta intensidade -

WHC

Para o rejeito do WHC, sugere-se fazer uma an

álise mineralógica para quantificar os

minerais contidos neste fluxo. Após o recebimento dos resultados das análises

mineralógicas pode-se adotar duas rotas a serem pesquisadas:

 moer o rejeito em 0,44mm e passá-lo por uma concentração magnética com GAP

de 1,5 mm e campo magnético em 14.000 Gauss;

 moer o rejeito em 0,44mm, fazendo um circuito fechado de moagem, deslamar o

overflow e fazer uma concentração de finos em colunas de flotação .

A figura 8.1 indica a rota de processo com simula

ção de balanço de massa para as duas

alternativas propostas. Os valores contidos são apenas referência e requerem testes para

comprovação dos mesmos.

Figura 8.1

– Rota de processo com simulação de balanço de massa para o rejeito WHC.

Espera-se uma melhor recupera

ção no circuito de flotação em colunas desde que o

circuito de deslamagem seja eficiente o bastante para a retirada da lama.

Fluxograma de processo - Simulação Balanço de Massa

14,58% 51,74

L. Total

Massa % Fe 5,50% 49,47

Lamas

100% 62,20 8,46% 49,65

Rec Rec

71,80% 35%

Rec 2,96% 50,00

70%

71,80%

65,12

Lamas

9,08% 53,12

28,20%

54,77

Rec

60%

19,74% 56,96

22,70% 56,05

Rec

Rec 78%

73,3% 13,62% 58,00

Reuperação total Flotação

10,62% 66,00

Rejeito flotação

3,00% 29,64

Concentrado WHC

20,68% 64,50

Rej WHC

7,52% 28,00 Recuperação total WHC

Rota Alternativa 2

37,67%

Concentrado Flotação

26,67%

GAP 1,5 mm

GAP 2,5 mm

Já o circuito de concentração magnética com GAP reduzido para 1,5mm pode ser uma

boa alternativa se o rejeito for portador de minerais aluminosos. Neste caso, esses

minerais teriam maior facilidade de sair pelo rejeito sem comprometer o concentrado.

A simula

ção do balanço de massa prevê uma recuperação de 37,67% do rejeito do WHC

em circuito de flotação em colunas e 26,67% no circuito com concentração magnética

com o GAP reduzido para 1,5mm. A qualidade do concentrado final também atende as

especificações dos produtos.

As recupera

ções acima citadas trazem um potencial de ganho na recuperação em massa

em 1,7 pontos percentuais ou seja, a recuperação em massa passaria de 76,78% para

78,48%, considerando o circuito de concentração magnética com GAP reduzido para

1,5mm. O potencial de acréscimo na produção seria 0,54Mta de produto.

8.2 Rota de processo para recuperação de lamas

Para a recupera

ção de lamas, também haverá necessidade de se fazer uma análise

mineralógica para quantificar os minerais presentes. Pode-se adotar uma quarta

deslamagem com ciclones de 4”, fazendo-se em seguida uma flotação de ultrafinos com

o underflow desta ciclonagem. A figura 8.2 indica uma rota de processo contendo as

alternativas de recuperação do rejeito do WHC mais o circuito de deslamagem de

ultrafinos com concentração por flotação em colunas. É uma rota mais complexa, pois

trata-se de uma alternativa para o projeto conceitual da recuperação de lamas e rejeito do

WHC.

Figura 8.2 Rota de processo para a recupera

ção de lamas e rejeito WHC.

A simulação do balanço de massa para o circuito de ultrafinos somente será possível

após caracterização mineralógica seguida de testes em bancada e posteriormente testes

piloto.

As rotas sugeridas possuem potencial para recuperar em parte o rejeito da concentra

ção

magnética de alta intensidade e as lamas geradas no circuito como um todo.

D -4"

Lamas

Desl 2 - 6"

-0,044mm

Rej WDRE Flotação de Ultrafinos

Rej SF 3

D- 10"

Rejieto

Desl 3

Lama do circuito de deslamagem

tripla

Circuito flotação de Finos

Rougher Scavenger

Cleaner

Concentrado - SF

Rota alterantiva concentração

magnética com GAP 1,5mm

Concentrado Final

Rejeito final

Rota de Processo para rejeito concentração magnética alta intensidade e lamas

D- 10"

D- 20"

GAP 2,5 mm

GAP 1,5 mm

9. RELEVÂNCIA DOS RESULTADOS

A caracterização mineralógica é fundamental para o sucesso de um projeto de

concentração de minérios. Detectou-se a presença de magnetita, goethita, hematita

martítica, minerais aluminosos e terrosos. Detectou-se também que o quartzo presente

no ROM rico é liberado.

De posse desses conhecimentos, o desenvolvimento da rota de processo foi direcionado

para reduzir e absorver os impactos causados por esses minerais, a saber:

 para proteger a concentração magnética de alta intensidade foi adicionada uma

concentração magnética de baixa intensidade para fazer a retirada da magnetita;

 para retirar os minerais aluminosos e terrosos que são geradores de lama, foi

adicionado uma circuito triplo de deslamagem com opção de injeção de NaOH

para fazer a dispersão da lama para garantir uma qualidade desejável para a

alimentação da flotação;

 a liberação do quartzo proporcionou um circuito de flotação convencional e

eficiente;

 percebeu-se que o manuseio do ROM no circuito de britagem é um complicador

por possuir grande poder de aderência causado pelos minerais aluminosos,

terrosos e, também, pela goethita. Desta forma, os revestimentos de chutes e

casas de transferências devem contar com material anti-aderente. Deve-se

contemplar também tomadas de água de serviço em pontos estratégicos no

circuito de britagem.

Os testes em bancada e piloto vieram para quantificar o impacto causado por esses

minerais e certificar os equipamentos necessários para as rotas de processo.

O desenvolvimento do balan

ço de massa é outro ponto fundamental para o sucesso de

um projeto. Todos os equipamentos são dimensionados baseados nas informações

geradas pelo balanço de massa. Portanto, ele precisa ser o mais real possível e

proporcionar simulações volumétricas para se fazer adequações nos equipamentos.

Chama-se estas simulações de balanço de massa operacional. Ele simula as vazões

necessárias para as interligações das estações unitárias de tratamento, proporcionando

uma operação contínua à planta. Possibilita, também, uma análise profunda da

performance nas instalações de beneficiamento identificando variações granuloquímicas

do ROM. As variações granuloquímicas provocam distúrbios que passam a ser inibidores

da produção.

O balan

ço de massa operacional passa a ser uma grande ferramenta de trabalho para a

equipe de operação da planta. As equipes responsáveis pela produção e qualidade

devem interagir com o balanço de massa para otimizar a recuperação, executar um

planejamento qualitativo e quantitativo de curto, médio e longo prazo e simular novas

rotas de processo em um regime contínuo de otimização da recuperação e qualidade dos

produtos.

Para finalizar, a caracteriza

ção mineralógica, os testes piloto e o balanço de massa

formam a base fundamental para sustentar um projeto de engenharia para tratamento

de minérios.

10. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

Agar, G.E., The optimization of flotation circuit design from laboratory raw data. XV Int.

Miner. Process. Congr., Cannes, 1985.

Araujo, A. C.

Pesquisa e Desenvolvimento em Flotação, Curso de Métodos de

Concentração de Minerais. Fundação Cristiano Ottoni, Belo Horizonte, 1988.

Araujo, A. C., AMARANTE, S. C., SOUZA, C. C., Silva, R. R. R., Ore mineralogy and its

relevance for selection of concentration methods in processing of Brazilian iron ores.

Mineral Processing and Extractive Metallurgy, v.112, p54-63, Apr. 2003.

Beraldo, J. L.

Moagem de Minérios em Moinhos Tubulares. São Paulo: Editora Edgard

Blucher Ltda, 1987.

Dana, J. D.

Manual de Mineralogia. 1ª Edição. Livros Técnicos e Científicos Editora S.A.,

1974, 642p.

Fonseca, D. C. Estudo Mineral

ógico do “Pellet Feed Fines”, visando redução do teor de

fósforo, Dissertação de mestrado no Curso de Pós- Graduação em Engenharia

Metalúrgica e de Minas, UFMG, 1992.

Hukki, R.T., Mineral Beneficiation - Proposal for a Solomnic settlement between the

theories of von Rittinger, Kick and Bond, Trans AIME , 1961

Iwasaki, I.

Iron Ore Flotation, Theory and Practice. Mining Engineering, 1983, p 622-631,

Kelly,E. G.; Spottiswood,D.J. Introduction to mineral processing. Neww York:Jhon Wiley &

Sons, 1982

Leja , J.

Surface Chemistry of Froth Flotation, New York: Plenum Press, 1982, 758p.

Libaude, J., Morizot, G., Morin, D., G, Guillneau J. C.,

New Technological Developments in

Mineral Processing, Índia: Asian Mining, 1993.

Peres, A. E. C.

Flotação. Belo Horizonte: Escola de Engenharia da UFMG, 1999, 298p.

Queiroz, L. A., Ferreira A. D., Padovezi, A. D., Purifica

ção, E. X., Cândido, M. H. Z.,

Análise mineralógica aplicada ao desenvolvimento de processos e produtos de minérios

de ferro. In: III Seminário de laboratórios da CVRD. 2003.

Queiroz, L.A., Emprego de atri

ção na deslamagem: efeitos na flotação reversa de

minérios iatbiríticos, Dissertação de mestrado no Curso de Pós- Graduação em

Engenharia Metalúrgica e de Minas, UFMG, 2003.

Sant

’Agostinho, L.M., Kahn, H. Metodologia para Caracterização Tecnológica de Matérias

Primas Minerais. São Paulo: Boletim Técnico da Escola Politécnica da USP, BT/PMI/069

Departamento de Engenharia de Minas, 1997. 29p.

Valad

ão, G. E. S.; Galery, R.; Peres, A. E. C. Tratamento de minérios. Escola de

Engenharia/UFMG, 2007.

Wills, B.A.

Froth Flotation. Mineral Processing Technology, Chapter 12, 6

edition, p. 258-

341.

11. ANEXOS

Anexo 1

– Memória de cálculo de partição e eficiência do peneiramento quaternário 1,

corte em 8,0mm

Malha de Corte: 8,0 mm Fluxo: Data:

Malha

(

Alimentação

Oversize Undersize

Alimentação

Oversize Undersize

Alimentação

Oversize Undersize a-e c-e (a-e)*(c-e) (c-e)^2

8000 15,20 93,99 2,38 84,80 6,01 97,62 15,20 93,99 2,38 12,82 91,60 1174,095 8390,99

2000 13,27 3,44 14,78 71,53 2,58 82,84 28,47 97,42 17,16 -1,51 -11,34 17,07365 128,56

1000 6,88 0,25 7,91 64,65 2,33 74,93 35,35 97,67 25,07 -1,03 -7,66 7,883396 58,72

500 3,38 0,12 3,89 61,27 2,21 71,05 38,73 97,79 28,95 -0,51 -3,76 1,902578 14,17

250 5,34 0,19 6,14 55,93 2,02 64,91 44,07 97,98 35,09 -0,80 -5,95 4,748396 35,37

150 1,44 0,05 1,66 54,49 1,97 63,25 45,51 98,03 36,75 -0,22 -1,60 0,345478 2,57

106 6,05 0,22 6,95 48,44 1,75 56,30 51,56 98,25 43,70 -0,90 -6,74 6,095367 45,40

75 4,75 0,17 5,46 43,69 1,58 50,84 56,31 98,42 49,16 -0,71 -5,29 3,757171 27,99

45 11,81 0,42 13,58 31,88 1,16 37,26 68,12 98,84 62,74 -1,77 -13,15 23,2277 173,01

-45 31,88 1,16 37,26 0,00 0,00 0,00 100,00 100,00 100,00 -5,38 -36,10

a c e 1239,128 8876,79

13,96% Passante Teórico 92,30%

Partição Undersize 86,04% Pasante Real 86,04% Retido Teórico 15,20%

Eficência Passante: 93,22% Eficência Retido 108,89% Retido Real 13,96%

Dados Medidos

Partição Oversize Dados entrada

Anexo 1 - Peneiramento Quaternário 1

Balanço RedundantePassante Acumulado (%)Entrada Dados - % ret Acumulado Retido

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

8000

2000

1000

500

250

150

106

alimentação

Oversize

undersize

Acumalado Passante

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

8000

2000

1000

500

250

150

106

alimentação

oversize

undersize

Acumulado Retido

Anexo 2

Memória de cálculo de partição e eficiência do peneiramento quaternário 1,

corte em 1,0mm

Anexo 2

Memória de cálculo de partição e eficiência do peneiramento quaternário

1, corte em 1,0mm

Malha de Corte: 1,0 mm Fluxo: Data:

Malha

(

Alimentação

Oversize Undersize

Alimentação

Oversize Undersize

Alimentação

Oversize Undersize a-e c-e (a-e)*(c-e) (c-e)^2

8000 2,38 9,65 0,00 97,62 90,35 100,00 2,38 9,65 0,00 2,38 9,65 22,967 93,12

2000 14,78 59,86 0,00 82,84 30,49 100,00 17,16 69,51 0,00 14,78 59,86 884,7308 3583,22

1000 7,91 15,31 5,48 74,93 15,18 94,52 25,07 84,82 5,48 2,43 9,83 23,8869 96,63

500 3,89 0,79 4,90 71,04 14,39 89,62 28,96 85,61 10,38 -1,01 -4,11 4,15413 16,92

250 6,14 1,24 7,74 64,90 13,15 81,88 35,10 86,85 18,12 -1,60 -6,50 10,4 42,25

150 1,66 0,34 2,09 63,24 12,82 79,79 36,76 87,18 20,21 -0,43 -1,75 0,758218 3,07

106 6,95 1,41 8,77 56,29 11,41 71,02 43,71 88,59 28,98 -1,82 -7,36 13,38573 54,22

75 5,46 1,11 6,89 50,83 10,30 64,13 49,17 89,70 35,87 -1,43 -5,78 8,251357 33,43

45 13,58 2,75 17,12 37,25 7,55 47,01 62,75 92,45 52,99 -3,54 -14,37 50,92872 206,50

-45 37,25 7,55 47,01 0,00 0,00 0,00 100,00 100,00 100,00 -9,76 -39,46

a c e 1019,463 4129,36

24,69% Passante Teórico 92,30%

Partição Undersize 75,31% Pasante Real 75,31% Retido Teórico 2,38%

Eficência Passante: 81,59% Eficência Retido 9,64% Retido Real 24,69%

Dados Medidos

Partição Oversize Dados entrada

Anexo 2 - Peneiramento Quaternário 1

Balanço RedundantePassante Acumulado (%)Entrada Dados - % ret Acumulado Retido

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

8000

2000

1000

500

250

150

106

alimentação Oversize undersize

Acumalado Passante

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

8000

2000

1000

500

250

150

106

alimentação oversize undersize

Acumulado Retido

Anexo 3

–

Granulometria peneiramento quaternário 1

Tam (mm) %passante

%ac %ret %passante %ac %ret %passante %ac %ret

%passante %ac %ret

%passante

%ac %ret

50 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

44 99,81 0,19 0,19 98,64 1,36 1,36 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

40 98,89 1,11 0,93 91,99 8,01 6,65 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

38 98,68 1,32 0,21 90,49 9,51 1,50 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

31,5 98,01 1,99 0,67 85,69 14,31 4,79 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

25 97,21 2,79 0,80 79,97 20,03 5,72 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

19 95,33 4,68 1,89 66,38 33,62 13,59 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

16 93,44 6,56 1,89 52,78 47,22 13,59 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

12,5 91,05 8,95 2,39 35,61 64,39 17,17 100,00 0,00 0,00

100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

10 88,66 11,34 2,39 20,39 79,61 15,22 99,69 0,31 0,31

98,73 1,27 1,27 100,00 0,00 0,00

8 84,88 15,12 3,78 6,01 93,99 14,38 97,62 2,38 2,07 90,35 9,65 8,38 100,00 0,00 0,00

6,35 82,30 17,70 2,58 2,96 97,04 3,06 95,12 4,88 2,50 80,22 19,78 10,12 100,00 0,00 0,00

5,6 81,79 18,21 0,52 2,94 97,06 0,02 94,52 5,48 0,60 77,80 22,20 2,42 100,00 0,00 0,00

4,8 79,85 20,15 1,94 2,87 97,13 0,07 92,28 7,72 2,24

68,72 31,28 9,08 100,00 0,00 0,00

3,4 76,48 23,52 3,37 2,75 97,25 0,12 88,38 11,62 3,90

52,94 47,06 15,79 100,00 0,00 0,00

2,4 71,68 28,32 4,79 2,58 97,42 0,17 82,84 17,16 5,54

30,49 69,51 22,45 100,00 0,00 0,00

1 64,84 35,16 6,84 2,33 97,67 0,25 74,93 25,07 7,91

15,18 84,82 15,31 94,52 5,48 5,48

0,84 64,43 35,57 0,41 2,32 97,68 0,01 74,46 25,54 0,47

15,08 84,92 0,10 93,92 6,08 0,59

0,71 63,42 36,58 1,01 2,28 97,72 0,04 73,29 26,71 1,17

14,84 85,16 0,24 92,44 7,56 1,48

0,6 62,49 37,51 0,92 2,25 97,75 0,03 72,22 27,78 1,07

14,63 85,37 0,22 91,10 8,90 1,35

0,5 61,48 38,52 1,01 2,21 97,79 0,04 71,05 28,95 1,17

14,39 85,61 0,24 89,62 10,38 1,48

0,42 60,04 39,96 1,43 2,16 97,84 0,05 69,39 30,61 1,66

14,06 85,94 0,34 87,53 12,47 2,09

0,3 58,10 41,90 1,94 2,09 97,91 0,07 67,15 32,85 2,24 13,60 86,40 0,45 84,70 15,30 2,83

0,21 56,16 43,84 1,94 2,02 97,98 0,07 64,91 35,09 2,24 13,15 86,85 0,45 81,87 18,13 2,83

0,15 54,73 45,27 1,43 1,97 98,03 0,05 63,25 36,75 1,66 12,81 87,19 0,34 79,79 20,21 2,09

0,105 48,71 51,29 6,02 1,75 98,25 0,22 56,30 43,70 6,95

11,40 88,60 1,41 71,01 28,99 8,77

0,075 43,99 56,01 4,72 1,58 98,42 0,17 50,84 49,16 5,46

10,30 89,70 1,11 64,13 35,87 6,89

0,053 38,07 61,93 5,92 1,37 98,63 0,21 44,00 56,00 6,84

8,91 91,09 1,39 55,50 44,50 8,63

0,045 32,24 67,76 5,83 1,16 98,84 0,21 37,26 62,74 6,74

7,55 92,45 1,36 47,00 53,00 8,50

0,037 30,90 69,10 32,24 1,11 98,89 1,16 35,71 64,29 37,26

7,23 92,77 7,55 45,04 54,96 47,00

-0,037 100,00 30,90

-8,0 mm -8 +1,0 mm

Anexo 3 - Granulometria Peneiramento Quaternário 1

-1,0 mm -38,0 mm -38 +8,0 mm

Anexo 4

–

Granulometria peneiramento quaternário 2

Tam (mm)

% ac pass %ret ac %ret % ac pass %ret ac %ret % ac pass %ret ac %ret % ac pass %ret ac %ret % ac pass %ret ac %ret

50 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

44 100,00 0,00 0,00 99,99 0,01 0,01 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

40 99,90 0,10 0,10 99,82 0,18 0,18 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

38 99,85 0,15 0,04 99,74 0,26 0,08 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

31,5 99,56 0,44 0,29 99,23 0,77 0,51 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

25 98,76 1,24 0,80 97,83 2,17 1,40 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

19 95,26 4,74 3,50 91,70 8,30 6,13 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

16 89,84 10,16 5,41 82,24 17,76 9,47 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

12,5 79,35 20,65 10,50 63,88 36,12 18,35 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

10 65,28 34,72 14,06 39,29 60,71 24,60 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

8 46,04 53,96 19,24 5,64 94,36 33,65 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00 100,00 0,00 0,00

6,35 42,85 57,15 3,19 5,25 94,75 0,39 93,07 6,93 6,93 83,41 16,59 16,59 100,00 0,00 0,00

5,6 41,65 58,35 1,20 5,10 94,90 0,15 90,46 9,54 2,61 77,17 22,83 6,25 100,00 0,00 0,00

4,8 40,16 59,84 1,49 4,92 95,08 0,18 87,22 12,78 3,24 69,40 30,60 7,77 100,00 0,00 0,00

3,4 36,86 63,14 3,29 4,51 95,49 0,40 80,06 19,94 7,15 52,28 47,72 17,12 100,00 0,00 0,00

2,4 33,64 66,36 3,23 4,12 95,88 0,39 73,06 26,94 7,01 35,51 64,49 16,77 100,00 0,00 0,00

1 26,44 73,56 7,19 3,24 96,76 0,88 57,43 42,57 15,63 8,25 91,75 27,26 92,72 7,28 7,28

0,84 25,19 74,81 1,25 3,08 96,92 0,15 54,71 45,29 2,72 7,86 92,14 0,39 88,33 11,67 4,39

0,71 24,02 75,98 1,17 2,94 97,06 0,14 52,18 47,82 2,53 7,49 92,51 0,36 84,24 15,76 4,09

0,6 22,91 77,09 1,12 2,80 97,20 0,14 49,75 50,25 2,43 7,15 92,85 0,35 80,32 19,68 3,92

0,5 21,75 78,25 1,16 2,66 97,34 0,14 47,24 52,76 2,51 6,78 93,22 0,36 76,27 23,73 4,05

0,42 20,69 79,31 1,06 2,53 97,47 0,13 44,94 55,06 2,30 6,45 93,55 0,33 72,55 27,45 3,72

0,3 18,79 81,21 1,90 2,30 97,70 0,23 40,82 59,18 4,12 5,86 94,14 0,59 65,90 34,10 6,65

0,21 16,97 83,03 1,82 2,08 97,92 0,22 36,86 63,14 3,96 5,29 94,71 0,57 59,50 40,50 6,40

0,15 15,42 84,58 1,55 1,89 98,11 0,19 33,48 66,52 3,37 4,81 95,19 0,48 54,06 45,94 5,45

0,105 13,85 86,15 1,56 1,70 98,30 0,19 30,08 69,92 3,40 4,32 95,68 0,49 48,57 51,43 5,49

0,075 12,53 87,47 1,33 1,53 98,47 0,16 27,20 72,80 2,88 3,91 96,09 0,41 43,92 56,08 4,65

0,053 11,26 88,74 1,26 1,38 98,62 0,15 24,46 75,54 2,74 3,51 96,49 0,39 39,50 60,50 4,42

0,045 10,66 89,34 0,60 1,30 98,70 0,07 23,15 76,85 1,31 3,32 96,68 0,19 37,38 62,62 2,12

0,037 10,06 89,94 0,60 1,23 98,77 1,30 21,85 78,15 1,30 3,14 96,86 0,19 35,28 64,72 2,10

( - ) 100,00 10,06 100,00 1,23 100,00 21,85 100,00 3,14 100,00 35,28

Anexo 4 - Granulometria Peneiramento Quaternário 2

-8,0 mm -8,0 mm +8,0 mm -8,0 +1,0 mm -1,0 mm

Anexo 5

–

Memória de cálculo de partição e eficiência do peneiramento quaternário 2,

corte em 8,0mm.

Malha de Corte: 8,0 mm Fluxo: Anexo 5 - Memória Cálculo Peneiramento Quaternário 2

Malha

(

Alimentação

Oversize Undersize

Alimentação

Oversize Undersize

Alimentação

Oversize Undersize a-e c-e (a-e)*(c-e) (c-e)^2

8000 53,96 94,36 0,00 46,04 5,64 100,00 53,96 94,36 0,00 53,96 94,36 5091,598 8904,46

2000 12,40 1,52 26,94 33,64 4,12 73,06 66,36 95,88 26,94 -14,54 -25,42 369,572 646,33

1000 7,19 0,88 15,63 26,44 3,24 57,43 73,56 96,76 42,57 -8,43 -14,74 124,3138 217,41

500 4,69 0,57 10,19 21,75 2,66 47,24 78,25 97,34 52,76 -5,50 -9,62 52,89862 92,51

250 4,78 0,59 10,39 16,97 2,08 36,86 83,03 97,92 63,14 -5,60 -9,80 54,91284 96,03

150 1,55 0,19 3,37 15,42 1,89 33,48 84,58 98,11 66,52 -1,82 -3,18 5,792523 10,13

106 1,56 0,19 3,40 13,85 1,70 30,08 86,15 98,30 69,92 -1,83 -3,21 5,878898 10,28

75 1,33 0,16 2,88 12,53 1,53 27,20 87,47 98,47 72,80 -1,55 -2,72 4,223951 7,39

45 1,87 0,23 4,05 10,66 1,30 23,15 89,34 98,70 76,85 -2,19 -3,83 8,367899 14,63

-45 10,66 1,30 23,15 0,00 0,00 0,00 100,00 100,00 100,00 -12,49 -21,85

a c e 5717,559 9999,18

57,18% Passante Teórico 46,04%

Partição Undersize 42,82% Pasante Real 42,82% Retido Teórico 53,96%

Eficência Passante: 93,01% Eficência Retido 94,36% Retido Real 57,18%

Dados Medidos

Partição Oversize Dados entrada

Balanço RedundantePassante Acumulado (%)Entrada Dados - % ret Acumulado Retido

-20,00

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

8000

2000

1000

500

250

150

106

alimentação Oversize undersize

Acumalado Passante

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

8000

2000

1000

500

250

150

106

alimentação oversize undersize

Acumulado Retido

100

Anexo 6 – Balanço de massa industrial

Faixas

% Massa

Fe SiO2 AL2O3 P PPC

+8mm

4.802.675 15,20% 61,69 2,68 2,59 0,090 4,871

-8mm +1mm

6.366.705 20,15% 62,48 3,30 2,03 0,076 4,333

-1mm +0,15mm

3.210.209 10,16% 62,59 3,39 1,94 0,074 3,825

- 0,15mm

17.216.960 54,49% 60,72 6,00 2,09 0,080 4,254

Total

31.596.549 100,00% 61,41 4,69 2,14 0,080 4,320

Taxa Usina

4.040

+1,0 mm

62,14

3,03

2,27

0,082212

4,564

4 100%

Fluxo t/h % Fe % SiO2 Procedência

SF1 1002,38 62,11 3,30

Fração -8,0 +1,0 mm PN Quat 1

SF2 294,37 62,10 2,10

Fração -8,0 +1,0 mm PN Quat 2

SF3 641,59 65,12 1,45 Conc WHCs

SF4 105,20 66,49 2,36 Conc WDRE

SF5 142,63 63,50 2,70 UF C. espiral Quat 1

SF6 42,66 62,61 3,23 UF C. espiral Quat 2

SF 2.229 63,45 2,53

SF1+SF2+SF3+SF4+SF5+SF6

PF 873 67,50 0,80 Concentrado da flotação

Total

3.102

64,59

2,04

24,26 Mt/a

Índices Processo

t/a %

Utilização Física

0,96

365,00

Balanço de Massa Industrial - ROM Ghoetítico Rico - Mina Apolo

Dias / ano

ROM Ghoetítico Rico

Condições de Operacionais - Número de linhas :

Utilização Física

0,96

365,00

Disponibilidade Física 0,93 7820,93

Rendimento Operacional 0,89

Rendimento Massa 0,77

Rec. Metalúrgica 0,82

Sínter Feed 17.431.467

Pellet Feed 6.828.970

SF + PF

24.260.437

Fluxos

% Fe % SiO2 t/h Recuperação - %

Alimetação da Usina 60,60 4,69 4.040 100%

Sínter Feed 63,45 2,53 2.229 55%

Pellet Feed 67,50 0,80 873 22%

Rejeito Total da usina 47,43 17,27 938 23%

Rejeito Final Jones 55,59 5,40 252 6%

Lamas 53,72 13,99 538 13%

Rejeito Final Flotação 10,71 49,40 148 4%

Horas Ano Disponíveis

Dias / ano

Fluxo Massa - t/h % Fe % SiO3 % Al2O4 % P PPC +6,3mm +1,0mm -0,15mm

% SF Participação

SF1

1.002 62,48 3,30 2,03 0,076 4,33 35,27 88,23 9,23 45% SF1

SF2

294 62,10 2,10 2,59 0,090 4,87 25,2 86,64 8,41 13% SF2

SF3

642 65,12 1,45 1,14 0,074 3,63 4,48 48,26 29% SF3

SF4

105 66,49 2,36 0,86 0,058 4,63 4,39 49,26 5% SF4

SF5

143 63,50 2,70 1,26 0,048 3,82 77,45 2,86 6% SF5

SF6

43 62,61 3,23 1,68 0,058 4,87 9,63 50,44 2% SF6

2.229

63,45

2,53

1,74

0,075

4,19

17,19

59,76

26,63

100% SF

PF 873 67,50 0,80 1,16 t/a

Produção

Resumo Geral do Balanço de Massa

24.260.437

Balanço de Massa Industrial

100,49% 60,69 100,00% 60,67 0,49% 65,12

4.059,8 910,28 4.040,0 899,78 19,84 3,97

5.283,10 5.283,10 448,89 448,89 1.884,2 1.884,2

9.342,94 6.193,37 4.488,89 1.348,67 1.904,0 1.888,2

43,45% 14,70% 90,00% 66,72% 1,04% 0,21%

4,46 1,51 4,49 3,33 5,0 1,01

4,69 4,32 1,5

H2O -m3/h

1180 % AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

H2O -m3/h

%cw % Cv

1770 Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

13,96% 61,69

704,58 155,19

61,35% 59,79 24,69% 62,11 87,08 87,08

2.352,89 536,59 1.002,38 218,86 791,66 242,28

6.266,52 6.266,52 123,89 123,89 89% 64,06%

8.619,42

6.803,11

1126,26

342,75

4,54

3,27

Legenda

Peneiramento quaternário 1 - Classificação Primária

Alimentador Cic Desg. Conc WHCA. Nova

-1,0 mm

AL Brit. Quaternária

SF1

+ 8,0 mm

-1,0 mm

8.619,42 6.803,11 1126,26 342,75 4,54 3,27

27,30% 7,89% 89% 63,85% 2,68

4,38 1,27 4,58 3,29

5,88 3,30

Rec:

65%

AL Desl 1

20% 55,38

CS 2024 01 a 09

815,98 188,94

H2O -m3/h

38% 62,13 4.131,93 4.131,93

1194,4 1.536,91 347,72 4.947,91 4.320,86

597,69 597,69 16,5% 4,4%

2.134,60 945,40 4,32 1,15

72,0% 37% 10,65

4,42 2,26

3,35

+ 8,0 mm

CI 26"

-1,0 mm

Balanço de Massa Industrial

Britagem quateranária e peneiramento quaternário 2

37,25% 62,15 23,29% 62,50

1.645,4 155,2 940,86 205,4

203,4 87,1 116,3 116,3

1.848,8 242,3 1.057,1 321,7

89,00% 64,06% 89,00% 63,85%

4,54 7,63 4,58 3,29

2,29 2,0

m3/h

% AL % Fe

H20 - m3/h Ms - t/h Vs - m3/h

260,00 M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

H20 - m3/h Ds t/m3 Dp -t/m3

390,00 % SiO2

Rec: 57,18%

- 8,0 +1,0 mm

Rec: 17,89%

23,29% 62,50

940,86 205,43

6,67% 61,39 7,29% 62,10 116,29 116,29

410,21 92,82 294,37 64,27 1057,15 321,71

823,10 823,10 36,38 36,38 89% 63,85%

OS PN quat 2

Filtrado

AL Brit. Quaternária

-1,0 mm SF2

Legenda

+ 8,0 mm

-1,0 mm

823,10

36,38

89%

63,85%

1.233,31 915,92 330,75 100,66 4,58 3,29

33,26% 10,13% 89% 63,85% 2,00

4,42 1,35 4,58 3,29

3,09 2,10

Alimentação do Primeiro Estagio Deslamagem

Rec:

65,00%

AL Desl 1

3,6% 59,52

Vai para PN Desaguadoras

143,57 32,48

H2O 6,6% 62,40 431,57 431,57

122,4 266,63 58,99 575,14 464,05

124,90 124,90 25,0% 7,0%

391,53 183,89 4,42 1,24

68,1% 32% 4,20

4,52 2,13

2,5

Peneiras Desaguadoras

+ 8,0 mm

CI 26"

-1,0 mm

Balanço de Massa Industrial

Reclassificação -1,0 + 0,15 mm

2500

H2O

38,04% 62,13 22,06% 63,05

1.536,9 347,7 891,41 198,09 6,60% 62,40

2.616,3 2.616,3 497,08 497,08 266,63 58,99

4.153,2 2.964,0 1.388,48 695,17 650,30 650,30

37,01% 11,73% 64,2% 28,5% 916,93 709,29

4,42 1,40 4,50 2,00 29% 8%

3,35 2,80 4,52 1,29

2,50

Spray - m3/h

H2O - m3/h

525,4

993,6

Rec UF:

58,00%

Rec: Rec:

OF Classificador 84%

16%

15,98% 60,86

645,50 149,78 3,5% 63,50

2.119,21 2.119,21 142,63 30,87 1,06% 62,61

2.764,71 2.268,99 17,63 17,63 42,66 9,34

23,35% 6,60% 160,25 48,50 5,27 5,27

4,31 1,22 89% 63,65% 47,93 14,61

4,11 4,62 3,30 89% 63,90%

2,70

4,57

3,28

SF 5

UF CI 26" Quat 2

SF6

UF CI 26" Quat 1

UF Classificador espiral

1,0 +0,15 mm

-0,15 mm

PN desaguadoras

PN Desaguadoras

2,70 4,57 3,28

Simulação 3,23

18,53% 62,96

748,78 167,25 5,54% 62,36

1.473,05 1.473,05 223,97 49,66

2221,83 1640,30 645,03 645,03

34% 10,20% 869,00 694,68

4,48 1,35 25,77% 7,15%

2,82 4,51 1,25

2,36

% AL % Fe

0,00 Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

Legenda

1,0 +0,15 mm

Primeiro Estágio de

Deslamagem

-0,15 mm

Alimentação WDRE

PN desaguadoras

PN Desaguadoras

Balanço de Massa Industrial

Alimentação concentração magnética baixa intensidade - WDRE

20,57% 62,96 2,04% 66,92 5,54% 62,36

748,78 167,25 82,26 82,26 22,0 223,97 49,66

1473,05 1473,05 25,4 25,4 645,03 645,03

2221,83 1640,30 107,6 47,4 869,00 694,68

34% 10,20% 76,44% 46% 25,8% 7,1%

4,48 1,35 3,74 2,27 4,51 1,25

2,82 3,12 2,36

Simulação

1 % AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

Distribuidor de polpa

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

Distribuidor de polpa

% SiO2

H2O -m3/h

Rec: Rec

90,03% 9,97%

AL WDRE

OS PN Alta frequenciaUS PN des. Quat 1 US PN des. Quat 2

Legenda

AL WDRE

26,1% 63,14

1.055,18 238,41

3.143,44 3.143,44

4.198,61 3.381,84 23,5% 62,10

25,1% 7,0% 949,97 211,58 2,6% 66,49

4,43 1,24 3.144,74 3.144,74 105,20 22,01

2,75 4.094,72 3.356,32 -1,31 -1,31

23,2% 6,3% 103,90 20,70

4,49 1,22 101,3% 106,3%

2,87 4,78 5,02

1,58

H2O -m3/h

1000

Conc WDRE

Rej WDRE

Filtragem Esteira

ciclones de

adensamento

Opção de retornar

alimentação C. Espiral

Balanço de Massa Industrial

Adensamento alimentação concentração magnética de alta intensidade - WHC

0,71% 58,87

28,50 12,80

3249,82 3249,82

3278,32 3262,62

0,9% 0,4%

2,23 1,00

11,75

Rec:

97,0% % AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

22,81%

62,20

UF CI 2032 01 a 03

Legenda

Espessador de rejeitos

Ciclone adensador

22,81%

62,20

921,48 202,08

23,5% 62,1 394,92 394,92

950,0 211,6 1316,39 597,00

3644,7 3644,7 70,0% 33,8%

4594,7 3356,3 4,56 2,21

20,7% 6,3% 2,60

4,49 1,37

2,87

H2O

500

Rej WDRE

Ciclone adensador

AL WHC

Balanço de Massa Industrial

Alimentação concentração magnética de alta intensidade - WHC

Rec:

2301,6 71,8%

% AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

H2O - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

Rej Conc

6,44% 54,76

260,04

75,58

Legenda

Conc WHC

Rejeito WHC

Distribuidor de polpa

WHC

260,04

75,58

1840,44 1840,44 16,37% 65,12

22,8% 62,20 2100,48 1916,02 661,43 132,29

921,5 202,1 12,4% 3,9% 2106,07 2106,07

1644,9 1644,9 3,44 1,10 2767,51 2238,36

2566,4 1847,0 5,52

23,9%

5,9%

35,9% 10,9% 5,00 1,24

4,6 1,4 1,45

2,60

H2O Cic. Aden. Rejeitos Cic Aden. Conc.

1250

Conc WHC

UF CI Adensador

Distribuidor de polpa

WHC

Balanço de Massa Industrial

Adensamento concentrado WHC

0,49% 65,12

19,84 3,97

1884,21 1884,21

1904,05 1888,18

1,0% 0,2%

5,00 1,01

1,45

Legenda

% AL % Fe

Rec: Ms - t/h Vs - m3/h

97,0% M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

15,88% 65,12 2,60% 66,49

641,59 128,32 105,20 22,01

274,97

-1,31

SF3 - Conc WHC SF4 - Conc WDRE

PN Quat 1

ciclone desaguador conc WHC

274,97

-1,31

916,56 403,29 103,90 20,70

16,4% 65,12 70,0% 31,8% 101,26% 1,06

661,4 132,3 1200 5,00 2,27 4,78 5,02

2159,2 2159,2 H20 1,45 1,58

2820,6 2291,5

Bombas Vácuo

23,5% 5,8%

5,00 1,23

1,45 18,48% 65,32

H2O 746,79 155,58

53,1 82,98 82,98

829,77 238,56

90,00% 65%

4,80 3,48

1,47

Conc WHC

SF 3 + SF4

Espessador Conc.

1390,69

ciclone desaguador conc WHC

Balanço de Massa Industrial

Adensamento rejeito WHC

0,19% 28,20

7,80 0,69

1980,24 1980,24

1988,04 1980,94

0,4% 0,0%

11,23 1,00

9,28

Rec:

97,0% % AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

6,24%

55,59

Espessador de rejeitos

Legenda

UF CI

ciclones adensadores de rejeito WHC

6,24%

55,59

252,24 78,82

6,4% 54,76 108,10 108,10

260,04 75,58 360,34 186,93

2088,34 2088,34 70,0% 42,2%

2348,38 2163,92 3,20 1,93

11,1% 3,5% 5,40

3,44 1,09

5,52

H2O

247,9

Rej WHC

ciclones adensadores de rejeito WHC

caixa sistema de rejeitos

Balanço de Massa Industrial

Circuito da Deslamagem 1

OF Classificadoe Espiral

15,98% 60,86 11,36% 53,73

645,50 149,78 459,05 122,89

2119,21 2119,21 7918,26 7918,26

2764,71 2268,99 8377,30 8041,15

23,3% 6,6% 5,5% 1,5%

4,31 1,22 3,74 1,04

4,11 16,05

20% 55,38

815,98 188,94

Deslamagem 1

4131,93 4131,93

15 polegadas

4947,91 4320,86

16% 4,4% Rec:

4,32 1,15 71,4% % AL % Fe

10,65 Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

3,6%

59,52

% SiO2

AL Deslamagem 2

OF Cic 26" Quat 1

OF Cic 26" Quat 2

Legenda

3,6%

59,52

% SiO2

143,57 32,48

431,57 431,57

575,14 464,05

25,0% 0,07 28,37% 59,64

4,42 1,24 1146,01 251,32

4,20 39,7% 57,95 491,15 491,15

1605,06 371,18 1637,16 742,47

8409,40 8409,40 70,0% 33,8%

10014,46 8780,59 4,56 2,21

16,0% 4,2% 7,00

4,32 1,14

7,44

H2O

Deslamagem 3

1726,7

AL deslamagem 1

UF CI 2032 01 a 04

Balanço de Massa Industrial

Circuito de Deslmagem 2

6,04% 52,56

244,21 66,39

7830,48 7830,48

8074,69 7896,87

3,0% 0,8%

3,68 1,02

16,80

Deslamagem 2

10 polegadas

Rec:

46,8% % AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

Legenda

Espessador de Rejeito

% SiO2

5,32% 55,07

214,83 56,54

11,4% 53,73 115,68 115,68

459,05 122,89 330,51 172,21

7946,16 7946,16 65,0% 32,8%

8405,20 8041,15 3,80 1,92

5,5% 1,5% 15,20

3,74 1,04

16,05

H2O

27,9

Deslamagem 3

P/ AL desl. 3

OF Deslamagem 1

Balanço de Massa Industrial

Circuito de deslamagem 3

6,37% 55,02

257,20 68,52

887,85 887,85

33,7% 58,92 1145,05 956,38

1360,84 306,50 22,5% 7,2%

3506,83 3506,83 3,75 1,20

4867,67 3813,32 11,70

28,0% 8,0%

4,44 1,28 Lama Total

8,29

11,66% 53,83

501,41 134,90

Deslamagem 3

8718,33 8718,33

10 polegadas 9219,74 8853,23

5,4% 1,5%

Rec: 3,72 1,04

81,1% 14,19

28% 59,64

1146,01 251,32

491,15 491,15

1637,16 742,47

70% 34%

4,56

2,21

Espessador de rejeito

AL espessador Rej

AL desl 3

UF Desl 1

4,56

2,21

7,00

27,32% 59,83

1103,64 239,92

5,3% 55,07 472,99 472,99

214,83 56,54 1576,64 712,91

115,68 115,68 70,0% 33,7%

330,51 172,21 4,60 2,21

65,0% 32,8% 7,50

3,80 1,92

15,20

% AL % Fe

H2O Ms - t/h Vs - m3/h

2900 M H2O V _ H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

Condicionador flotação

Legenda

UF Desl 2

UF CI 2052 13 a 16

Balanço de Massa Industrial

Condicionamento circuito flotação

UF Deslamagem 1 e 3

27,32% 59,83

1103,64 239,92

472,99 472,99

1576,64 712,91

70,00% 33,65%

4,60 2,21

7,50

H20 - m3/h

250

27,32% 59,83

1103,64 239,92

722,99 722,99

1826,64 962,91

60,4% 24,92%

4,60 1,90

7,50

Condicionador

Alimentação

Flotação

Rougher

Carga Circulante

Concentrado Scavenger 2

Balanço de Massa Industrial

Circuito de Flotação Rougher e Cleaner

Massa

Teor

86,57%

% AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h 28% 64,10

M H2O V _ H2O 1124,03 240,69

10 MP- t/h Vp- m3/h 1097,38 1097,38

%cw % Cv 2221,41 1338,07

Ds t/m3 Dp -t/m3 50,60% 17,99%

% SiO2 4,67 1,66

Rougher

5,64

Rec: 3,09% 20,43

90,00%

124,89 34,49

69,76 69,76

194,66 104,25

Cleaner

64,16% 33,08% Rec:

3,62 1,87

85,00%

28,96

27% 59,83

1103,64 239,92

722,99 722,99

1826,64

962,91

31%

59,73

24%

67,45

Legenda

Vai PN Alta Fequencia

Rej Rougher

A Nova Flotação 1

Al total flotação

Recuperação

Metalúrgica

97,60%

Conc rougher

1826,64

962,91

31%

59,73

24%

67,45

60% 25% 1248,93 273,58 955,43 199,05

4,60 1,90 1167,14 1167,14 966,96 966,96

7,50 2416,07 1440,72 1922,39 1166,01

51,69% 18,99% 49,70% 17,07%

4,57 1,68 4,80 1,65

7,97 1,00

3,60% 59,00

145,28 33,79

Rej Cleaner

114,15 114,15 4,17% 45,12

259,43 147,94 168,61 42,87

56,00% 22,84% 130,41 130,41

4,30 1,75 299,02 173,28

11,56 56,39% 24,74%

3,93 1,73

31,93

330

7,26% 34,61

293,50 77,23

100 300,18 300,18

H2O - m3/h

593,68 377,40

49,44% 20,46%

3,80 1,57

30,67

Conc Scavenger 2

H2O - m3/h

AL Scv1

Balanço de Massa Industrial

Circuito de Flotação Scavenger 1 e 2

7,26% 34,61

293,50 77,23

300,18 300,18

593,68 377,40

49,44% 20,46%

3,80 1,57

30,67

Scavenger 1

Rec:

66,00%

2,47% 8,63

99,79 29,24

4,79% 48,00 141,69 141,69

193,71 48,43 241,48 170,93

158,49 158,49 41,32% 17,11%

352,20 206,92 3,41 1,41

55,00% 23,40% 47,50

4,00 1,70

22,00

Conc scv 1

Rej scv1

AL Scv1

1,20% 15,00

48,43 15,62

44,34 44,34

92,77 59,96

Scvanger 2

52,20% 26,05%

3,10 1,55

Rec: 53,32

75,00%

3,60% 59,00 3,67% 10,71

145,28 33,79 148,22 44,77

114,15 114,15 186,03 186,03

259,43 147,94 334,24 230,80

56,00% 22,84% 44,34% 19,40%

4,30 1,75 3,31 1,45

11,56 49,40

Vai AL Rougher

Rej scv2

Rej Final Flotação

Balanço de Massa Industrial

Peneiramento de Pellet Feed

2,04% 66,92

H2O - m3/h - spray

82,26 22,00

23,6% 67,45 300,00 25,36 25,36

955,43 199,05 107,62 47,36

1450,00 1450,00 76,4% 46,5%

2405,43 1649,05 3,74 2,27

39,7% 12,1%

Peneira de Alta Frequência

3,12

4,80 1,46

1,00

H2O - m3/h

% AL % Fe 48,3

Ms - t/h Vs - m3/h Rec:

M H2O V _ H2O

91,4%

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

Legenda

Conc Cleaner FT

AL WDRE

21,61% 67,50

873,17 178,20

23,6% 67,45 1424,64 1424,64

955,43 199,05 2297,81 1602,84

575,00 575,00 38,0% 11,1%

1530,43 774,05 4,90 1,43

62,4% 25,7% 0,80

4,80 1,98

1,00

575

H2O - m3/h

Conc Cleaner FT

US PN AF

Vai para Espessador de

concentrado

Balanço de Massa Industrial

Alimentação espessador de concentrado

USPN Alta Frequência

Água Filtrado SF3 + SF4

Água Filtrado PF

22% 67,50

873,17 178,20

1424,64 1424,64 1390,69 394,24 394,24

2297,81 1602,84

38,00% 11,12%

4,90 1,43

Espessador de Concentrado

22% 67,50

873,17 178,1972

2739,40 2739,40 470,17 470,17

1343,33 648,36

65% 27% % AL % Fe

4,90 2,07 Ms - t/h Vs - m3/h

Sistema de

M H2O V- H2O

Recirculação

MP- t/h Vp- m3/h

água %cw % Cv

Ds t/m3

Dp -t/m3

Legenda

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

21,61% 67,50

873,17 178,20

394,24 394,24 75,93 75,93

949,09 254,12

Agua Recirculada

92% 70%

4,90 3,73

Páteo de Produtos

Balanço de Massa Industrial

Alimentação espessador de rejeitos

OF desguamento

OF deslamagem 2

OF deslamagem 3

rejeito WHC

6,04% 52,56 6% 55,02 0,19% 28,20

244,21 66,39 257,20 68,52 7,80 0,69

7830,48 7830,48 887,85 887,85 1980,24 1980,24

8074,69 7896,87 1145,05 956,38 1988,04 1980,94

3,02% 0,84% 22,46% 7,16% 0,39% 0,04%

3,68 1,02 3,75 1,20 11,23 1,00

16,80 11,70 9,28

0,71% 58,87

28,50 12,80 % AL % Fe

3249,82 3249,82 Ms - t/h Vs - m3/h

3278,32 3262,62 M H2O V- H2O

0,87% 0,39% 13948,39 MP- t/h Vp- m3/h

2,23 1,00 %cw % Cv

11,75 Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

OF Espessador

concentrado

2739,40

Espessador de rejeito

13,3%

53,72

OF des. Conc WHC

Legenda

13,3% 53,72

537,71 143,51

12335,26

15074,65

1613,14 1613,14

2150,85 1756,64

25,0%

8,17%

3,75

1,22

Água Recirculada

13,99

15074,65

Lamas:

Caixa de Rejeitos

Barragem de rejeitos

Balanço de Massa Industrial

Composição dos rejeitos

UF Rej Jones

Rej Flotação

UF Esp. Rejeito

6,24% 55,59 3,7% 10,71 13,31% 53,72

252,24 78,82 148,22 44,77 537,71 143,51

108,10 108,10 186,03 186,03 1613,14 1613,14

360,34 186,93 334,24 230,80 2150,85 1756,64

70% 42,17% 44,34% 19,40% 25,00% 8,17%

3,20 1,93 3,31 1,45 3,75 1,22

5,40 49,40 13,99

% AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V- H2O

MP- t/h Vp- m3/h

%cw % Cv

Ds t/m3 Dp -t/m3

% SiO2

23,8%

47,43

Legenda

Caixa de rejeitos

23,8% 47,43

938,17 246,95

1907,27 1907,27

2845,44

2154,22

3,80

33,0%

11%

3,80 1,32

17,27

Balanço de Massa Industrial

Balanço de água

Pellet Feed

Sínter Feed

Rejeitos

21,61% 67,50 55,2% 63,45 23,22% 47,43

873,17 178,20 2228,82 472,94 938,17 246,95

75,93 75,93 266,15 266,15 1907,27 1907,27

949,09 254,12 2494,97 739,09 2845,44 2154,22

92% 70,12% 89,3% 64,0% 33% 11%

4,90 3,73 4,71 3,38 3,80 1,32

0,80 2,53 17,27

723,53

3080,15

H2O - m3/h

H20 ROM

Utilidades

448,89 830,80

2631,26

Planta de beneficiamento

% AL % Fe

Ms - t/h Vs - m3/h

M H2O V- H2O 50 m3/h

MP- t/h Vp- m3/h 194 m3/h

%cw % Cv 168,5 m3/h

Ds t/m3 Dp -t/m3 13,3 m3/h

% SiO2 16,7 m3/h

8,3 m3/h

380 m3/h

830,8 m3/h

1105,44

Captação de água nova

1525,81

Recuperação água de barragem -80%

0,76

m3/ t alimentada

Aspersão

Selagem BP L1

Sela BP L2

Total

ETA

Legenda

Int. Adm

ETE

Perdas

Planta de beneficiamento

Livros Grátis
( http://www.livrosgratis.com.br )
 
Milhares de Livros para Download:
 
Baixar livros de Administração
Baixar livros de Agronomia
Baixar livros de Arquitetura
Baixar livros de Artes
Baixar livros de Astronomia
Baixar livros de Biologia Geral
Baixar livros de Ciência da Computação
Baixar livros de Ciência da Informação
Baixar livros de Ciência Política
Baixar livros de Ciências da Saúde
Baixar livros de Comunicação
Baixar livros do Conselho Nacional de Educação - CNE
Baixar livros de Defesa civil
Baixar livros de Direito
Baixar livros de Direitos humanos
Baixar livros de Economia
Baixar livros de Economia Doméstica
Baixar livros de Educação
Baixar livros de Educação - Trânsito
Baixar livros de Educação Física
Baixar livros de Engenharia Aeroespacial
Baixar livros de Farmácia
Baixar livros de Filosofia
Baixar livros de Física
Baixar livros de Geociências
Baixar livros de Geografia
Baixar livros de História
Baixar livros de Línguas

Baixar livros de Literatura
Baixar livros de Literatura de Cordel
Baixar livros de Literatura Infantil
Baixar livros de Matemática
Baixar livros de Medicina
Baixar livros de Medicina Veterinária
Baixar livros de Meio Ambiente
Baixar livros de Meteorologia
Baixar Monografias e TCC
Baixar livros Multidisciplinar
Baixar livros de Música
Baixar livros de Psicologia
Baixar livros de Química
Baixar livros de Saúde Coletiva
Baixar livros de Serviço Social
Baixar livros de Sociologia
Baixar livros de Teologia
Baixar livros de Trabalho
Baixar livros de Turismo
 
 