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AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES
NA FLOTAÇÃO DIRETA DO MINÉRIO
FÓSFORO-URANÍFERO DE ITATAIA
Adalberto Leles de Souza
Dissertação apresentada como parte dos requisitos para obtenção do Grau de Mestre em Ciência e Tecnologia das Radiações, Minerais e Materiais
2011
Comissão Nacional de Energia Nuclear
CENTRO DE DESENVOLVIMENTO DA TECNOLOGIA NUCLEAR
Programa de Pós-Graduação em Ciência e Tecnologia das
Radiações, Minerais e Materiais
AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DE DEPRESSORES NA FLOTAÇÃO DIRETA
DO MINÉRIO FÓSFORO-URANÍFERO DE ITATAIA
Adalberto Leles de Souza
Dissertação apresentada ao Curso de Pós-Graduação em Ciência e Tecnologia das Radiações, Minerais e Materiais, como requisito parcial à obtenção do Grau de Mestre
Área de concentração: Ciência dos Materiais
Orientador: Dr. Fernando Soares Lameiras
Co-Orientador: Dr. Rodrigo Oscar de Albuquerque
Co-Orientador: Dr. José Aury de Aquino
Belo Horizonte
2011
i
Agradecimentos
Ao Professor Fernando Lameiras.
Ao Dr. Rodrigo Oscar de Albuquerque, pela co-orientação, amizade e incentivo demonstrado
durante a execução deste trabalho.
Ao José Aury de Aquino pelos conselhos dados.
A Francisco Jorge Caldeira pelo incentivo e ajuda na execução dos experimentos.
Aos demais servidores do Serviço de Tecnologia Mineral do CDTN: Carlos Antônio de
Morais, Plínio Eduardo Praes, Éder Anderson Souza de Oliveira, Waldeyr E. de Paula Júnior,
Antônio Furquim de Oliveira Luz, Luis Carlos da Silva, José dos Santos J. Pereira, Liliani
Pacheco Tavares, Mário Lúcio de Souza, Reinaldo Turbino da Silva, José Donato de Souza,
Zilmar Lima Lula, José Vicente Silva, Ronan Reis da Silva e Diego Rosa da Silva.
Aos colegas do prédio 7 pela amizade e incentivo.
Ao Centro de Desenvolvimento da Tecnologia Nuclear (CDTN), pela infraestrutura oferecida
e a todos demais servidores que colaboraram na execução deste trabalho.
A todas as empresas que forneceram os agentes coletores e depressores.
ii
Resumo
O Brasil consome enormes quantidades de fertilizantes a base de fósforo devido às
características do solo, pobre em nutrientes principais, e à grande produção agrícola. Apesar
do grande consumo, a produção de produtos fosfatados é insuficiente para atender a demanda
interna. Uma das razões é que os depósitos fosfáticos brasileiros não apresentam a qualidade
necessária para a produção de fertilizantes fosfatados. Dentre estes depósitos, está a jazida de
Itataia, uma ocorrência ígnea de fósforo e urânio localizada no estado do Ceará. Este depósito
apresenta significativas quantidades de carbonatos, principalmente a calcita, o que causa
sérios inconvenientes durante a produção do ácido fosfórico. Este trabalho compreendeu a
realização de testes de flotação direta com o minério fósforo-uranífero de Itataia realizado
com o intuito de obter um concentrado final de P2O5 com teor de 32%, adequado para a
produção de ácido fosfórico, e recuperação a mais elevada possível. Foi avaliado em escala de
laboratório o desempenho dos depressores inorgânicos (Calgon e silicato de sódio) e dos
orgânicos compostos por amidos não modificados (Flotamil 75 e fécula de mandioca) amidos
modificados (Filmplus® 9002 ACC, EP2031 e dextrina) e a carboximetilcelulose. Foi
verificado que, dentre os depressores estudados, a fécula de mandioca apresentou desempenho
superior. Estes resultados, obtidos em laboratório, serviram de subsídio para a realização de
testes piloto de flotação utilizando coluna. Os resultados do teste rougher-cleaner utilizando
circuito aberto (Teste ADP-5) produziram um concentrado final com teor e recuperação de
P2O5 de 33,49 e 80,7%, respectivamente. Os teores de CaCO3 e de U3O8 neste produto foram
8,54 e 0,27%.
iii
Abstract
Brazil consumes huge amounts of phosphorus-based fertilizers due to the characteristics of its
soil, poor in major nutrients, and the vast agricultural production. Despite the large
consumption, the production of phosphate is insufficient to meet the domestic demand. One
reason is that the Brazilian phosphatic deposits do not have the quality needed for producing
phosphate fertilizers. Among these deposits is the Itataia’s deposit, an igneous occurrence of
phosphorus and uranium in the state of Ceará. This deposit has significant amounts of
carbonates, mainly calcite, which causes serious inconveniences for the phosphoric acid
production. This work involved the testing of the direct flotation of Phosphorus-Uraniferous
ore from Itataia’s deposit carried out in order to obtain a final concentrate with a P2O5 content
of 32%, suitable for production of phosphoric acid, and the highest possible recovery. The
performance of inorganic depressants (Calgon and sodium silicate) and organic compounds
including unmodified starches (Flotamil 75 and cassava starch) and modified starches
(Filmplus® 9002 ACC, EP2031 and dextrin) and carboxymethylcellulose were evaluated on a
laboratory scale. It was found that among the studied depressants cassava starch showed the
better performance. These results obtained in the laboratory provided subsidies for pilot
testing using a flotation column. These tests were carried out using rougher-cleaner open
circuit (ADP-5 Test) and produced a final concentrate grade and recovery of P2O5 of 33.49
and 80.7%, respectively. The content of CaCO3 and U3O8 of this product were 8.54 and
0.27%, respectively.
iv
Lista de Figuras
Figura 1.1: Projeção da demanda global de fertilizantes N+P2O5+K2O (Rodrigues, 2009) .....1
Figura 1.2: Fluxograma da produção de ácido fosfórico (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008).3
Figura 1.3: Oferta doméstica (vermelho) e dependência externa (azul) de produtos para
fertilizantes(mil toneladas), (Souza e Fonseca, 2010)................................................................3
Figura 3.1: Estrutura de uma fluorapatita. O fósforo é representado pelo menor átomo e os
Ca1 e Ca2 são indicados por 1 e 2, respectivamente (Hughes e Rakovan, 2002)......................8
Figura 3.2: Estrutura da calcita (esquerda) e estrutura da dolomita (direita) (Webmineral)......9
Figura 3.3: Fluxograma do beneficiamento de minério fosfático da Flórida (Sis e Chander,
2003), adaptado ........................................................................................................................15
Figura 3.4: Diagrama esquemático da planta de beneficiamento da Agrium – KPO,
(Nanthakumar, Grimm et al., 2009), adaptado.........................................................................16
Figura 3.5: Estruturas da amilose e amilopectinia (Leja, 1982)...............................................21
Figura 3.6: A estrutura de uma dextrina (Nunes e Peres, 2010)...............................................24
Figura 3.7: Estrutura da celulose (Leja, 1982) .........................................................................25
Figura 3.8: Estrutura simplificada da carboximetilcelulose (Pearse, 2005) .............................25
Figura 4.1:Fluxograma do circuito rougher de flotação ..........................................................32
Figura 5.1: Análise mineralógica da amostra utilizada ............................................................34
Figura 5.2: Distribuição granulométrica da amostra utilizada .................................................35
Figura 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação .............................37
Figura 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação...............38
Figura 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação ......................41
Figura 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação.......42
Figura 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação ...43
Figura 5.8: Efeito da dosagem de EP2031 sobre os resultados da flotação ............................44
v
Figura 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação...........................45
Figura 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5 ..46
Figura 5.11: Comparação do desempenho dos depressores utilizados nos testes de flotação..48
Figura 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da
flotação .....................................................................................................................................50
Figura 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação........................................51
Figura 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação .......................52
Figura 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação.......................................53
vi
Lista de Tabelas
Tabela 3.1: Especificações dos concentrados de rochas fosfáticas (Lapido-Loureiro e
Melamed, 2008)........................................................................................................................10
Tabela 3.2: Composição cromatográfica (%) dos principais óleos vegetais utilizados como
coletores (Guimarães et al., 2005)............................................................................................18
Tabela 3.3: Limite de concentração de íons interferentes na flotação de barita e apatita
(Guimarães et al., 2005) ...........................................................................................................20
Tabela 3.4: Teor aproximado de amilose em diversos amidos (Araujo, 1988)........................22
Tabela 4.1: Reagentes utilizados nos testes de flotação ...........................................................29
Tabela 5.1: Análise química da amostra utilizada....................................................................34
Tabela 5.2: Análise granulométrica da amostra utilizada.........................................................34
Tabela 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação.............................37
Tabela 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação...............38
Tabela 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação......................41
Tabela 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação ........42
Tabela 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação ...43
Tabela 5.8: Efeito da dosagem de Amido EP2031 sobre os resultados da flotação................44
Tabela 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação...........................45
Tabela 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5 ..46
Tabela 5.11: Melhores resultados obtidos na flotação em laboratório .....................................48
Tabela 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da
flotação .....................................................................................................................................50
Tabela 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação .......................................51
Tabela 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação.........................52
Tabela 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação ........................................53
Tabela 5.16: Resultados dos testes rougher de flotação em escala piloto ................................54
vii
Sumário
Agradecimentos ...........................................................................................................................i
Resumo .......................................................................................................................................ii
Abstract......................................................................................................................................iii
Lista de Figuras .........................................................................................................................iv
Lista de Tabelas .........................................................................................................................vi
1. Introdução...........................................................................................................................1
2. Objetivos.............................................................................................................................5
3. Revisão Bibliográfica .........................................................................................................6
3.1 Os depósitos de fosfato ................................................................................................6
3.2 A apatita .......................................................................................................................7
3.3 A calcita e a dolomita ..................................................................................................8
3.4 Beneficiamento de fosfatos..........................................................................................9
3.5 Regentes Utilizados na Flotação de Fosfatos.............................................................17
3.5.1 Coletores.............................................................................................................17
3.5.2 Depressores.........................................................................................................20
4. Metodologia......................................................................................................................28
4.1 Origem e preparo da amostra.....................................................................................28
4.2 Caracterização Química e Mineralógica....................................................................28
4.3 Caracterização Granulométrica..................................................................................28
4.4 Preparo dos Reagentes ...............................................................................................29
4.5 Testes de flotação em bancada...................................................................................30
4.6 Testes piloto de flotação em coluna...........................................................................31
5. Resultados e Discussão.....................................................................................................33
5.1 Caracterização mineralógica, química e granulométrica ...........................................33
viii
5.2 Testes de flotação em laboratório ..............................................................................36
5.2.1 O efeito dos depressores .....................................................................................36
5.2.2 Variáveis de processo .........................................................................................49
5.3 Testes piloto de flotação ............................................................................................54
6. Conclusões........................................................................................................................58
7. Referências Bibliográficas................................................................................................59
8. Apêndices .........................................................................................................................63
8.1 Apêndice A: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Bancada ..............63
8.2 Apêndice B: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Escala Piloto .......86
1
1. INTRODUÇÃO
Fertilizantes são materiais que fornecem um ou mais elementos químicos necessários ao
desenvolvimento e crescimento adequados das plantas. São utilizados em grande quantidade
na agricultura porque promovem o aumento da produtividade agrícola (Organization e Center,
1998).
O Brasil consome enormes quantidades de fertilizantes devido às características do solo,
pobre em nutrientes principais, e a grande produção agrícola, que retira do solo grandes
quantidades desses nutrientes. Em 2009, o Brasil foi o quarto maior consumidor de
fertilizantes, ficando atrás da China, Índia e Estados Unidos. A Figura 1.1 mostra a projeção
da demanda de fertilizantes N+P2O5+K2O até o ano de 2012 (Rodrigues, 2012).
Figura 1.1: Projeção da demanda global de fertilizantes N+P2O5+K2O
(Rodrigues, 2009)
Dentre os fertilizantes mais utilizados destacam-se aqueles a base de fósforo. O fósforo é um
elemento que apresenta relativa abundância na crosta terrestre, extraído principalmente de
2
rochas fosfáticas. Ele faz parte do grupo dos macronutrientes (potássio, fósforo e nitrogênio),
desempenhando diversas funções no metabolismo e crescimento das plantas.
Segundo o Departamento Nacional de Produção Mineral, DNPM (Souza e Fonseca, 2010), as
principais reservas de rocha fosfática estão situadas nos Estados Unidos, Marrocos e Rússia.
A reserva brasileira representa apenas 0,72% das reservas mundiais. Estas reservas situam-se
nos estados de Minas Gerais (67,9%), Goiás (13,8%) e São Paulo (6,1%), que juntos
representam 87,8% da reserva nacional. O restante das reservas está distribuído nos estados de
Santa Catarina, Ceará, Pernambuco, Bahia, Paraíba e Tocantins.
A principal aplicação da rocha fosfática é na fabricação de ácido fosfórico (H3PO4) para a
produção de fertilizantes, que, tanto em escala mundial quanto nacional, consome cerca de
90% da sua produção. Restam, portanto, apenas 10% para outras aplicações. A produção de
ácido fosfórico brasileira a partir de concentrados fosfáticos segue o caminho
hidrometalúrgico, utilizando-se o ataque sulfúrico, que pode ser dividido em três etapas:
produção de ácido fosfórico diluído (27-30%), filtração/clarificação e concentração do ácido
produzido (52%) (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008), vide Figura 1.2. A partir do ácido
fosfórico podem ser produzidos produtos intermediários pela reação com a amônia anidra, tais
como fosfato diamônio (DAP) e fosfato monoamônio (MAP). O urânio pode ser recuperado
como sub-produto.
A produção nacional de ácido fosfórico foi de 2.128 mil toneladas (1.083 mil toneladas em
P2O5) em 2008 (Souza e Fonseca, 2010). Apesar do aumento da produção de produtos
fosfatados em 2009, a produção brasileira de fertilizantes é insuficiente para atender a
demanda interna, conforme Figura 1.3. Uma das razões seria que os depósitos brasileiros não
apresentam a qualidade necessária para produção de fertilizantes solúveis em água seguindo o
processo convencional de forma que seriam necessários obter ou aperfeiçoar métodos de
beneficiamento das rochas fosfáticas brasileiras.
3
Enxofre
Produção deH2SO4
H2SO4
RochaFosfática
Produção deH3PO4
Fosfogessocom Ra e TR
H3PO4
NH3 Amoniação
DAP MAPFsofato deAmônio
Figura 1.2: Fluxograma da produção de ácido fosfórico (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008)
Potássio
Enxofre NPK
Rocha F
osfátic
a
Ácido Fosfó
rico
Amonia Anidra
Uréia
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
483
480
3596
6204
2469
10261268
Figura 1.3: Oferta doméstica (vermelho) e dependência externa (azul) de produtos para fertilizantes(mil toneladas), (Souza e Fonseca, 2010)
4
Dentre os depósitos fosfáticos destaca-se o de Itataia, pertencente às Indústrias Nucleares do
Brasil (INB), localizado no estado do Ceará, a 212 km de Fortaleza. Este depósito contém 80
milhões de toneladas de fosfato com teor de 11,5%, associado a 142.500 toneladas de urânio.
Entretanto, ele possui quantidades significativas de carbonatos, principalmente calcita
(Aquino, 1991). Estes minerais, além de contribuir para a diminuição do teor de P2O5,
aumentam consideravelmente o consumo de ácido sulfúrico no processo de produção de ácido
fosfórico.
Para o aproveitamento do fosfato e do urânio contidos no minério de Itataia é necessário então
realizar processos de beneficiamento não usuais. O processo de concentração por flotação foi
estudado na década de 1980 pelo Centro de Desenvolvimento da Tecnologia Nuclear
(CDTN), quando foi demonstrada a sua viabilidade técnica. Entretanto, o elevado teor de
calcita implicou em muitas dificuldades para a concentração da apatita, mineral portador de
fósforo e urânio (Aquino, 1991).
O presente trabalho pretende contribuir, através da busca de uma rota de processamento
mineral por flotação do minério fósforo-uranífero de Itataia, para a diminuição da
dependência externa de fertilizantes fosfatados e para o fornecimento de urânio para a
produção de combustível nuclear para as usinas nucleares brasileiras.
5
2. OBJETIVOS
Este trabalho compreendeu a realização de testes de flotação direta com o minério fósforo-
uranífero de Itataia com o intuito de obter um concentrado final de P2O5 com teor de 32% e
recuperação a mais elevada possível, com os seguintes objetivos:
• Avaliar em escala de laboratório o efeito dos depressores inorgânicos (silicato de sódio
e Calgon) e dos depressores orgânicos (amidos não modificados (Flotamil 75 -
Caramuru e Fécula de Mandioca - Cargill); amidos modificados (dextrina, Filmplus®
9002 ACC e EP2031, produzidos pela Cargill); e a carboximetilcelulose;
• Estudar em escala de laboratório as variáveis de processo: tempo de condicionamento
do depressor, valor de pH, temperatura da polpa e vazão de ar, utilizando tipo e
dosagem de depressor otimizado no item anterior e
• Verificar, em escala piloto, utilizando colunas, o desempenho do tipo de depressor
selecionado e das condições de processo definidas em escala de laboratório.
6
3. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA
3.1 Os depósitos de fosfato
Os principais depósitos de materiais fosfatados economicamente viáveis são constituídos por
rochas fosfáticas. Estas rochas podem ser de origem sedimentar ou ígnea. Existem ainda os
depósitos formados a partir de materiais orgânicos, tais como dejetos de aves e guano.
Entretanto, estes depósitos apresentam pouca importância econômica (Lapido-Loureiro e
Melamed, 2008; Souza e Fonseca, 2010).
Dependendo da sua origem, as rochas fosfáticas podem possuir variadas características
mineralógicas, químicas e texturais. Além disso, depósitos inteiros ou partes dele podem ser
influenciados por condições de superfície que alteram as suas características mineralógicas e
químicas (Organization e Center, 1998; Lapido-Loureiro e Melamed, 2008).
As rochas fosfáticas sedimentares podem variar desde materiais não consolidados para
material fracamente cimentados ou até rochas altamente duras. Em geral, apresentam
partículas de fosfato, areia e argila que tendem a formar um material não consolidado
(Organization e Center, 1998).
Os minerais acessórios mais comuns associados às rochas fosfáticas sedimentares são o
quartzo, argilas (caolinita e as esmectitas) e dois carbonatos: a dolomita (CaMg(CO3)2) e a
calcita (CaCO3). As micas (biotita e moscovita) também podem ser encontradas.
Nos depósitos fosfáticos de origem ígnea podem estar presentes feldspatos alcalinos, micas,
piroxênios, anfibólios, calcita, dolomita e óxidos de ferro como minerais acessórios. Além
desses minerais, o intemperismo leva a formação de minerais secundários, tais como argilas e
fosfatos secundários.
Os depósitos brasileiros de rochas fosfáticas são compostos por cerca de 80% de material de
origem ígnea com forte presença de minerais micáceos e rocha carbonatítica. Os teores de
P2O5 nos depósitos brasileiros podem variar de cerca 5 a 23% (Lapido-Loureiro e Melamed,
2008).
A jazida de Itataia, uma ocorrência ígnea de fósforo e urânio, está localizada na parte central
do estado do Ceará. Divide-se em duas unidades tectônicas conhecidas como Cinturão
Dobrado do Jaguaribe e o Maciço de Santa Quitéria. A jazida possui reservas geológicas de
142.500 t de urânio associado a fosfato. A reserva lavrável tem 80 x 106 t de minério com
7
teores de 11,5% de P2O5 e 1.000 ppm de U3O8, podendo-se inferir um total de 9,0 x 106 t e
79.000 t de P2O5 e U3O8 contidos, respectivamente. O minério ocorre desde a superfície até a
profundidade de 180 metros (Albuquerque, 2010).
3.2 A apatita
A apatita, Ca5(PO4)3(OH,F,Cl), é o principal mineral portador de fósforo dos depósitos
fosfáticos. Apresenta-se na forma de cristais de hábito prismático e densidade variando entre
3,15 a 3,20. Possui brilho vítreo a sub-resinoso e pode apresentar as cores verde, castanho,
azul, violeta ou incolor (Dana, 1975).
A sua estrutura é constituída por átomos de fósforo pentavalente em coordenação tetraédrica
com quatro átomos de oxigênio. Este grupo tetraedro, PO43-, compartilha seus átomos de
oxigênio com átomos de cálcio em dois sítios estruturais distintos, Ca1 e Ca2. No primeiro, o
Ca1 está coordenado com nove átomos de oxigênio. No segundo sítio estrutural, o Ca2 está
coordenado com oito átomos de oxigênio. Cada átomo de flúor ou cloro ou hidroxila está em
um triângulo formado por três átomos de cálcio (Klein e Hurlbut, 1999). A Figura 3.1
apresenta a estrutura da apatita.
A estrutura e a química da apatita permitem que cátions metálicos (K, Na, Mn, Ni, Cu, Co,
Zn, Sr, Ba, Pb, Cd, Sb, Y e U) substituam o cálcio e que grupos aniônicos (AsO43-,SO4
2-,CO3
2-
e SiO44-) substituam os grupos PO4
3-, gerando estruturas diversificadas. A substituição do
átomo de flúor por hidroxila e por átomos de cloro produzem a hidroxiapatita Ca5(PO4)3OH e
a cloroapatita Ca5(PO4)3Cl, respectivamente (Klein e Hurlbut, 1999; Hughes e Rakovan,
2002). O mineral minério predominante nos depósitos fosfáticos brasileiros é a fluorapatita.
O urânio pode estar presente na apatita como elemento traço. Ou substituindo o Ca, na sua
estrutura, sob a forma de U4+, ou adsorvido sob forma de íon uranilo (UO2+). Os teores de
urânio podem variar de 3 a 399 ppm nos minérios fosfáticos (Lapido-Loureiro e Melamed,
2008).
8
Figura 3.1: Estrutura de uma fluorapatita. O fósforo é representado pelo menor átomo e os Ca1 e Ca2 são indicados por 1 e 2, respectivamente (Hughes e Rakovan, 2002).
A grande variedade das substituições dos átomos e grupos aniônicos na estrutura da apatita
reflete em diferenciadas propriedades superficiais das apatitas de acordo com depósito de
origem. Este fato pode levar a diferentes comportamentos frente ao processo de flotação
(Albuquerque, 2010; Oliveira e Peres, 2010).
3.3 A calcita e a dolomita
As rochas fosfáticas contendo carbonatos são notáveis devido à sua abundância. Os minerais
calcita (CaCO3) e a dolomita CaMg(CO3)2 são os dois carbonatos que aparecem comumente
em depósitos fosfáticos como minerais contaminantes.
A estrutura dos minerais do grupo dos carbonatos contém o grupo aniônico CO32-
com
geometria triangular plana, que não compartilha seus átomos de oxigênio com outros grupos
carbonatos. Na calcita, os grupos carbonatos se combinam com os íons cálcio de tal forma que
são produzidas camadas de cátions e ânions. Cada íon cálcio está coordenado em relação a
seis íons oxigênio e cada íon oxigênio está coordenado a dois íons cálcio. O carbono está
situado no centro do grupo carbonato, conforme mostrado na Figura 3.2. A estrutura da
dolomita é semelhante à da calcita, com camadas de cátions alternando-se entre os íons cálcio
e magnésio (Dana, 1975).
9
Figura 3.2: Estrutura da calcita (esquerda) e estrutura da dolomita (direita) (Webmineral)
3.4 Beneficiamento de fosfatos
Em geral, a qualidade de concentrados fosfáticos é dada em termos de seu conteúdo de
pentóxido de fósforo (P2O5). Entretanto, no comércio e na indústria é mais comum expressá-
lo em termos de FTC - fosfato tricálcio Ca3(PO4)2, também conhecido por Bone Phosphate of
Lime- BPL. A relação entre estes termos é: 80% BPL = FTC = 36,6% P2O5 = 16% P. Apesar
do teor de P2O5 ser considerado o principal parâmetro de qualidade em concentrados
fosfáticos, fatores físicos e químicos também devem ser levados em consideração
(Organization e Center, 1998; Lapido-Loureiro e Melamed, 2008). A Tabela 3.1 apresenta
algumas especificações para concentrados fosfáticos para a produção de ácido fosfórico.
10
Tabela 3.1: Especificações dos concentrados de rochas fosfáticas (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008)
Itens Valores Considerações
P2O5 Até 42% -
CaO : P2O5 1,32 – 1,61 Deve ser o menor possível para diminuir o consumo de H2SO4.
Fe e Al Fe2O3 ou Al2O3 < 3-4%. P2O5/R2O3 ≈ 20
Desejável: 0,1-2% de Fe2O3 ou 0,2-3% de Al2O3 com 60-90% passando para o ácido
Formam fosfatos complexos; influenciam a viscosidade do ácido; originam resíduos de pós-precipitação.
Mg 0,5-1,5% na apatita. Desejável P2O5/MgO ~ 78% com 0,2-0,6% de MgO
Forma fosfatos coloidais complexos com Al e F que entopem os filtros.
F F: 2-4%; P2O5/F: 6-11 nas apatitas; Si/F pode ser maior. F passando 25-75% para o ácido
Corrosivo. Pode modificar a formação de cristais. Possível co-produto.
SiO2 1-10%. 5-40% passando para o ácido Em quantidades elevadas causa abrasão. Transforma o HF em
ácido Fluossilícico, menos corrosivo. Forma complexos com Al, Na, Mg e Fe.
Si:F Baixa razão dá origem a ácido com teor de F elevado -
11
Tabela 3.1 (cont.): Especificações dos concentrados de rochas fosfáticas (Lapido-Loureiro e Melamed, 2008)
Itens Valores Considerações
Sr 0-3% de SrO Inibe a recristalização de gesso hemihidratado (CaSO4.½H2O)
Cl 0 a 0,055% passa totalmente para o ácido Acima de 0,03% provoca forte corrosão.
Carbonato 0,7-8% Aumenta o consumo de H2SO4.
Matéria orgânica 0,1-1,5% Dificulta a filtração. Estabiliza a espuma durante o ataque ácido.
Elementosmenores Mn, Fe, Zn, Ti e Cu Pode contribuir para a pós-precipitação de fosfatos insolúveis.
Elementostóxicos
Cd, Hg, Cr, As, Pb, Se, U-Th, V Impõem teores baixos (< 0,8- 255 ppm de Cd, por exemplo)
Podem ser micronutrientes potenciais. Passam para o ácido proporções significativas.
U 35-400 ppm U3O8. 75-80% passando para o ácido Recuperável, podendo constituir um subproduto.
12
Em geral, alto teor de P2O5 equivale a baixo teor de impurezas, alto rendimento por tonelada
de material transportado, manuseado e processado, aumenta a eficiência de reação, diminui
problemas de processamento e produz menos resíduos. Entretanto, as reservas de rochas
fosfáticas com alto teor P2O5 têm sido amplamente utilizadas, de forma que há um decréscimo
contínuo na qualidade mundial das rochas fosfáticas, sendo portanto necessários processos de
beneficiamento a medida que as rochas de alta qualidade são esgotadas.
Em virtude da ampla diversidade da composição dos minerais de ganga encontrados nas
rochas fosfáticas, várias técnicas de beneficiamento podem ser empregadas para elevar o teor
de fósforo. A escolha de uma ou mais de uma dessas técnicas irá depender tanto do tipo de
minério quanto dos minerais de ganga associados.
Redução de tamanho e peneiramento: Essa técnica utiliza as diferenças na friabilidade entre
os minerais fosfatados e a ganga associada (carbonatos, quartzo e outros silicatos). Na maioria
dos casos, os fosfatos são friáveis, enquanto a ganga é dura, de forma que o material fino
gerado por moagem será rico em fosfatos. No entanto, alta porcentagem de P2O5 pode ser
perdida na fração grossa.
Atrição (escrubagem) e classificação: Essa técnica é usada quando os principais minerais de
ganga são argilas. As argilas são caracterizadas pelo seu tamanho fino e grãos soltos. A etapa
de atrição libera e dispersa as partículas argilosas na água, sendo estas removidas por
deslamagem e/ou classificação.
Separação magnética: Utilizada quando a ganga é constituída de minerais que apresentam
alta susceptibilidade magnética. Separadores magnéticos são então usados como uma das
etapas de beneficiamento para a remoção de constituintes magnéticos.
A lixiviação de minérios fosfáticos com ganga composta por carbonatos de cálcio e magnésio
tem sido amplamente estudada. Neste processo, os carbonatos podem ser dissolvidos tanto em
ácidos orgânicos quanto em ácidos inorgânicos. Entretanto, o uso de ácidos inorgânicos fortes
apresentam altas velocidades de reação, que, além de dissolver os carbonatos, podem também
atacar a apatita, levando a perdas de P2O5. O uso de ácidos orgânicos é uma alternativa ao
processo de lixiviação por ácidos fortes, porque apresenta maior seletividade no ataque ácido
(Gharabaghi et al., 2010). Zafar e Ashraf (2007) observaram que o ácido lático pode ser
utilizado na dissolução seletiva de material calcário. Eles ainda observaram que a temperatura
de reação, o tamanho de partícula, a concentração de ácido e a proporção líquido/sólido são
parâmetros que influenciam na velocidade de dissolução. Zafar et al. (2006) através do uso do
13
ácido fórmico, conseguiram aumentar o teor de P2O5 em cerca de 30 a 35%, com
correspondente redução de 67 a 72% no teor de CO2 e recuperação de 70% sob condições
ótimas de operação. Gharabaghi et al. (2009) avaliaram o uso do ácido acético na lixiviação
de um minério fosfático-calcáreo da mina de Lar Mountain com teor de P2O5 de 10%. Neste
processo, em condições ótimas de operação, o teor de P2O5 foi aumentado para 32,1% com
recuperação de 81%. A reação envolvida na dissolução do carbonato pelo ácido acético pode
ser escrita como:
CaCO3(s) +2CH3COOH(aq) Ca(CH3COO)2(aq) + CO2(g) + H2O(l)
A calcinação pode ser utilizada na remoção de carbonatos livres e da matéria-orgânica. Este
processo tem sido utilizado em cerca de 10% de todo fosfato produzido. É baseado na
dissociação do carbonato de cálcio através da energia térmica. As seguintes etapas estão
envolvidas no processo de calcinação (Abouzeid, 2008):
Etapa 1: Remoção de água (Secagem) Temperatura 120-150°C
Etapa 2: Remoção de matéria orgânica (Calcinação) Temperatura 650-750°C
Etapa 3: Dissociação de carbonatos (Calcinação) Temperatura 850-1000°C
CaCO3 + Calor CaO + CO2 + 42kcal/mol
Etapa 4: Remoção de fluoretos (Defluorização) Temperatura maior que 1350°C
Os óxidos (CaO e MgO) produzidos no processo de calcinação de carbonatos em grande
quantidade podem ser removidos pela hidratação com água seguida de uma etapa de
classificação e secagem.
Apesar dos processos de beneficiamento por lixiviação e calcinação de minérios fosfáticos
com altos teores de carbonatos livres serem possíveis tecnicamente, estes processos
apresentam várias desvantagens (Elgillani e Abouzeid, 1993). Dentre elas estão os altos
custos de implantação das plantas de beneficiamento, o elevado consumo de energia, baixa
reatividade dos produtos gerados no processo de calcinação e o elevado preço dos ácidos
orgânicos utilizados no processo de lixiviação.
A flotação é utilizada no processamento de mais de 60% do mercado mundial de fosfato.
Neste processo, o minério sofre uma preparação prévia, que consiste nas etapas de britagem e
moagem para obtenção da liberação adequada do mesmo. Em seguida, realiza-se a etapa de
deslamagem para a remoção de finos, que, além de aumentar o consumo de reagentes, diminui
14
a seletividade e a recuperação da apatita (Peres et al., 2009). A separação magnética pode
ainda ser usada para a remoção de minerais magnéticos.
O desempenho da flotação de minérios fosfáticos depende de suas características químicas,
físicas e especialmente de sua composição mineralógica. Sis e Chander (2003) descrevem o
processo de flotação de um depósito fosfático sedimentar com ganga consistindo basicamente
de material silicatado. Neste processo, após a deslamagem, o minério é condicionado com
ácidos graxos e óleo combustível em pH 9,0-9,5 onde a apatita é primeiro flotada, separando-
a dos silicatos e carbonatos no estágio rougher. O concentrado rougher é então submetido a
uma escrubagem utilizando ácido sulfúrico para remover o coletor das partículas de apatita.
Finalmente, o concentrado rougher é submetido a flotação reversa com coletor catiônico
(amina) em pH =7,0 para a remoção dos silicatos, atingindo um teor de P2O5 de cerca de 30%.
A Figura 3.3 mostra o fluxograma do processo.
O processo de beneficiamento de minério fosfático de origem ígnea com alto teor de ferro da
Agrium Inc.- Kapuskasing Phosphate Operations (KPO) é descrito por Nanthakumar et al
(2009). Neste processo, o run-of-mine é inicialmente britado, classificado e moído. A fração
menor que 0,3 mm é deslamada em aproximadamente 0,025-0,020 mm em hidrociclones,
sendo o underflow deste a alimentação da flotação. Esta é condicionada utilizando amido
como depressor dos minerais de ferro seguida da adição de tall oil como coletor de fosfato. O
circuito de flotação consiste de células de flotação em um único estágio rougher em pH 10,5-
11,0. O concentrado da flotação é então submetido a duas etapas de separação magnética para
a remoção de material magnético residual. A Figura 3.4 mostra o fluxograma do processo.
A flotação de minérios de fosfato sílico-carbonatado parece ser a alternativa técnica mais
economicamente viável quando comparada aos processos de calcinação e lixiviação.
Entretanto, a flotação seletiva de carbonatos a partir de fosfatos é bastante difícil devido à
similaridade nas propriedades físico-químicas dos minerais carbonatados e fosfatados (Tanaka
et al., 1988). Metais alcalino terrosos semelhantes presentes na estrutura cristalina desses
minerais contribuem para a adsorção não seletiva de agentes coletores, como por exemplo no
sistema apatita/calcita/dolomita/ácido oleico, em que todos os minerais possuem em comum o
cátion Ca2+, com o qual o oleato forma ligações químicas.
O desenvolvimento da rota de beneficiamento de minérios fosfáticos com ganga carbonatada
por meio da flotação direta é baseada na procura por reagentes e pela definição das condições
adequadas para uma depressão seletiva dos carbonatos (Lima, 1993). Dentre os reagentes
pesquisados para a depressão dos fosfatos estão o ácido fosfórico, os fosfatos, tartaratos
15
associados com sulfatos, os policarboxilatos, e os amidos modificados e não modificados
(Araujo, 1988; Assis et al., 1996; Abouzeid, 2008; Barros et al., 2008; Gharabaghi et al.,
2010). A seguir está apresentada uma revisão do sistema de reagentes utilizados na flotação
de minérios de fosfatos com ganga carbonatada.
FosfáticoMinério
Deslamageme Classificação
Alimentaçãoda Flotação
Figura 3.3: Fluxograma do beneficiamento de minério fosfático da Flórida (Sis e Chander, 2003), adaptado
Ácido Graxo CondicionamentoÓleo Combustível (pH = 9 - 9,5)
Soda Cáustica
Flotaçãode Fosfato Rejeito
(Carbonatos e Silicatos)
ConcentradoRougher
EscrubagemH2 SO4 Ácida
Flotaçãode Silicatos Silicatos Amina
ConcentradoFinal
16
Figura 3.4: Diagrama esquemático da planta de beneficiamento da Agrium – KPO, (Nanthakumar, Grimm et al., 2009), adaptado
17
3.5 Regentes Utilizados na Flotação de Fosfatos
A flotação, segundo Leja (1982), é uma técnica para separação de partículas hidrofóbicas das
partículas hidrofílicas. O conceito de hidrofobicidade está relacionado com a umectabilidade
ou “molhabilidade” de uma partícula. Quanto mais hidrofóbica a superfície da partícula,
menos ela será “molhada” pela água. O oposto de hidrofobicidade é a hidrofilicidade. Uma
partícula hidrofílica é ávida por água. Entretanto, poucos minerais apresentam
hidrofobicidade natural necessária ao processo de flotação. Assim sendo, é necessária a
manipulação dessas superfícies por meio de indução seletiva de características hidrofóbicas
pelo uso de reagentes, que podem ser compostos orgânicos e inorgânicos que controlam as
características interfaciais.
3.5.1 Coletores
Os coletores são reagentes orgânicos pertencentes à classe dos surfatantes que adsorvem na
superfície de um determinado mineral tornando-o hidrofóbico. Desse modo, a bolha de ar
produzida numa máquina de flotação encontrará a superfície mineral revestida com a
extremidade hidrofóbica da molécula do coletor e poderá então ocorrer a adesão entre
partícula e bolha (Leja, 1982; Fuerstenau e Urbina, 1988).
Os ácidos graxos são os coletores mais utilizados no beneficiamento de minérios fosfáticos.
Eles podem ser obtidos a partir de gorduras e óleos vegetais, animais ou pela hidrólise,
destilação ou hidrogenação de frações do petróleo (Leja, 1982; Guimarães et al., 2005). Os
ácidos graxos são na realidade misturas de ácidos carboxílicos de cadeia longa. A sua
composição depende da fonte a partir da qual ele foi extraído. A Tabela 3.2 mostra a
composição de alguns ácidos graxos presentes em óleos utilizados como coletores.
18
Tabela 3.2: Composição cromatográfica (%) dos principais óleos vegetais utilizados como coletores (Guimarães et al., 2005)
Composição dos Ácidos Graxos (%) Ácido/Fórmula Molecular
Arroz Soja Tall Oil Coco Mamona Milho Oliva
Caprílico C8H18O2
- - - 3,5 - - -
Cáprico C10H20O2 - - - 4,5 - - -
Láurico C12H24O2 - - - 44,7 - - -
Mirístico C14H28O2 - 0,1 - 17,5 - - -
Palmítico C16H32O2 17,5 10,5 0,2 9,7 1,2 11,4 16,9
Esteárico C18H36O2 1,3 3,2 2,2 3,1 1,0 2,2 2,7
Oleico C18H34O2 39,9 22,8 59,3 15,2 3,3 26,0 61,0
Linoleico C18H32O2 39,1 54,5 36,8 1,8 3,6 - 14,8
Linolênico C18H30O2
0,3 8,3 - - 0,2 58,7 0,6
Ricinoleico C18H34O3
- - - - 89,2 0,8 -
No Brasil o tall oil era utilizado nas usinas de fosfato até a década de 1980, quando foi
substituído por outros óleos vegetais (óleos de soja e arroz). Essa troca se deve ao fato de que
o custo para importação deste reagente tornou-se inviável e o tall oil brasileiro não podia ser
empregado por conter ácidos resínicos que interferiam negativamente na flotação da apatita
(Guimarães et al., 2005).
A adsorção de ácidos graxos sobre a superfície dos minerais calcita e apatita tem sido alvo de
diversos estudos. Fuerstenau e Miller (1967) verificaram a influência do tamanho de cadeia
hidrocarbônica dos ácidos graxos na flotação da calcita. Eles mostraram que, à medida que o
tamanho da cadeia diminui, a concentração de coletor na qual a flotação se completa aumenta.
19
O mecanismo de precipitação superficial é proposto para adsorção dos ácidos graxos nos
minerais levemente solúveis. Esse mecanismo diz respeito a uma interação coletor/mineral,
onde os cátions metálicos estariam saindo de suas posições originais na rede cristalina e
reagindo com os ânions coletores a uma distância muito próxima da interface, precipitando ali
o sal de ácido graxo. Oliveira e Peres (2010) estudaram em tubo Hallimond modificado a
flotabilidade da apatita com oleato de sódio para diferentes valores de pH. Os autores
observaram que a flotabilidade da apatita apresenta um mínimo em pH 10 e aumenta para
valores inferiores e superiores. Segundo os autores, esse comportamento é atribuído à
formação de hemimicelas pela coadsorção de espécies moleculares e iônicas da solução. O
mecanismo de adsorção sugerido é a quimissorção, uma vez que tanto o oleato quanto a
superfície da apatita estudada possuem carga negativa neste valor de pH.
A eficiência de coleta dos ácidos graxos é fortemente afetada pela presença de cátions
polivalentes presentes na água de processo, mais comumente íons cálcio e magnésio. A
interferência destes íons pode ocorrer de duas maneiras: a primeira pela formação de
precipitados insolúveis de ácido graxo com íons Ca+2 e Mg+2 que resulta em alto consumo de
coletor. A segunda maneira se dá devido aos altos valores de pH requeridos para a flotação de
fosfato, que leva à formação de hidroxi-complexos (Ca(OH)+) que se adsorvem
especificamente na superfície de todos minerais, tornando os de ganga positivamente
carregados. Essa reversão de carga leva a um realce da adsorção do coletor em minerais de
ganga diminuindo a seletividade da flotação (Fuerstenau e Han, 2002). Na Tabela 3.3 estão os
limites de concentração para os íons cálcio, magnésio, fosfato, fluoreto e sabão de óleo de
arroz na flotação de apatita e barita.
20
Tabela 3.3: Limite de concentração de íons interferentes na flotação de barita e apatita (Guimarães et al., 2005)
Limite de Concentração (mg/L) Íon interferente
Barita Apatita
Fluoreto 50 10
Fosfato (expresso como P) 40 10
Cálcio 30 20
Magnésio 30 30
Sabão de óleo de arroz 5 -
Coletores sintéticos são utilizados pela indústria mineral em conjunto com os ácidos graxos.
O sulfossuccinato é um coletor aniônico de fórmula química representada por
ROOC-CH2-CH-COONa-SO3Na. Pode ser usado juntamente com ácidos graxos,
apresentando como principal vantagem sua ação seletiva associada à grande capacidade de
coleta dos ácidos graxos. Exemplo disto ocorreu na Fosfértil (Tapira – MG), onde foi
utilizado um sistema de reagentes constituído por amido de milho e por uma mistura dos
coletores Hidrocol (ácido graxo hidrogenado - Hidroveg) e Eumulgin MC-711
(sulfossuccinato de sódio - Cognis), utilizados numa mesma proporção (Guimarães et al.,
2005).
Albuquerque (2010) avaliou a eficiência dos coletores Liacid 1218 (óleo de coco), óleo de
soja, Eumulgin MC-711, hidroxamato e sulfossuccinamato e também de suas misturas na
flotação do minério fósforo-uranífero de Itataia. Concluiu que, em condições alcalinas, o
Liacid 1218, juntamente com o depressor amido de milho, possibilitou a separação da apatita
dos carbonatos.
3.5.2 Depressores
Os depressores são reagentes orgânicos e inorgânicos que evitam a adsorção dos coletores na
interface mineral/água ou evitam que as bolhas se liguem na superfície do mineral. Para isso,
devem possuir adsorção preferencial pelos minerais que se deseja deprimir, garantindo então
um aumento de seletividade do processo flotação. A seguir está apresentada uma descrição de
alguns depressores utilizados na flotação de fosfatos, empregados neste trabalho.
21
3.5.2.1 Amidos
O amido é largamente utilizado na indústria mineral como depressor na flotação de minérios
de ferro, fosfatos e argilo-minerais. Dentre as vantagens de se utilizar os amidos no
beneficiamento mineral estão abundância, biodegradabilidade, baixo custo e facilidade de
produção (Araujo, 1988; Pinto et al., 1992; Peres e Correa, 1996; Albuquerque, 2010; Li et
al., 2010).
O amido é um polissacarídeo formado pela condensação de moléculas de D-glicose. A maior
parte dos amidos é constituída, basicamente, por dois polímeros, a amilose e a amilopectina,
de composição química semelhante, mas com estruturas diferenciadas. A amilose é um
polímero linear, no qual as unidades D-glicose se unem por meio de ligações α-1,4
glicosídicas. Já a amilopectina é um polímero ramificado no qual as ramificações se unem à
cadeia principal através de ligações do tipo α-1,6 glicosídicas (Leja, 1982). Na Figura 3.5 são
apresentadas as estruturas da amilose e amilopectina.
Figura 3.5: Estruturas da amilose e amilopectinia (Leja, 1982)
O amido pode ser extraído a partir de grãos de cereais moídos (milho, aveia, arroz, etc) ou de
tubérculos (batata e mandioca). A diferença entre os diversos tipos de amido se dá no
conteúdo de amilose e amilopectina, resultando na diferente ação depressora na flotação. É
importante ressaltar que o teor de amilose e amilopectina nos amidos pode variar de acordo
com fatores genéticos e maturidade da planta na época em que foi realizada a extração do
22
amido (Araujo, 1988). A Tabela 3.4 apresenta o conteúdo aproximado de amilose de alguns
amidos.
Tabela 3.4: Teor aproximado de amilose em diversos amidos (Araujo, 1988)
Amido Teor de Amilose (%)
Maçã 19
Banana 16-17
Milho 26
Mandioca 18
Aveia 25
Batata 23
O caráter hidrofílico da molécula de amido é devido à presença do grande número de grupos
hidroxila nas unidades D-glicose e do alto peso molecular.
Os amidos não são solúveis em água fria. A sua solubilização, também denominada
gelatinização, pode ser realizada por tratamento térmico ou por uso de solução de hidróxido
de sódio. O processo de gelatinização por tratamento térmico consiste no aquecimento da
suspensão de amido em água a temperatura maior do que 56°C de forma a permitir o
enfraquecimento das ligações de hidrogênio intergranulares e, como consequência, o
inchamento dos grânulos. Como resultado direto do intumescimento há um aumento na
solubilidade do amido, formando uma goma clara e viscosa. O processo de gelatinização pela
ação do hidróxido de sódio é o mais aplicado industrialmente no Brasil. As micelas adsorvem
uma parte do álcali e a concentração de hidróxido de sódio na solução é reduzida. Para que
ocorra gelatinização do amido é necessário adicionar hidróxido de sódio em quantidade
suficiente para que parte seja adsorvida pelo amido e parte fique em solução em uma
concentração adequada.
Dentre os mecanismos sugeridos de interação entre o amido e os minerais levemente solúveis
estão interações eletrostáticas, ligações de hidrogênio e formação de complexos amido-cátion
metálico. Correia et al. (2002) avaliaram a compatibilidade estérica das moléculas de amido e
etilcelulose com as estruturas da calcita e apatita através de técnicas de modelagem molecular.
Os autores verificaram que o grau de afinidade estereoquímica do amido com relação a calcita
23
e a apatita depende do plano cristalográfico. Os autores verificaram ainda que o amido é mais
indicado como depressor para a calcita do que para a apatita.
3.5.2.2 Amidos modificados
Os amidos podem ser alterados tanto quimicamente quanto fisicamente, resultando em
polissacarídeos modificados. Os amidos modificados foram desenvolvidos para suprir uma ou
mais ausências e/ou deficiências de suas propriedades e assim expandir a sua utilização nas
indústrias. A modificação química, que é o método mais utilizado industrialmente, envolve a
reação ou o tratamento do amido com reagentes químicos para introduzir novos grupos
funcionais (catiônicos, aniônicos ou anfóteros), a quebra de ligações químicas, ou
promovendo a oxidação ou rearranjos moleculares (Bertolini, 2010).
A extensão das reações de incorporação de grupos funcionais na estrutura do amido pode ser
avaliada pelo Grau de Substituição (GS). Este possui valor máximo de três e representa o
número médio de grupos hidroxila disponíveis para a reação de substituição por cada unidade
glicosídica (Bertolini, 2010).
Entre os amidos modificados estão os catiônicos. Este tipo de amido é utilizado na produção
de papel devido a sua capacidade de interagir eletrostaticamente com as fibras celulósicas,
reduzindo perdas de celulose e melhorando a resistência do papel. Os amidos catiônicos são
utilizados também nos seguimentos alimentício, têxtil, de mineração, cosmético e químico
(Horimoto, 2006).
Amidos catiônicos podem ser produzidos pela introdução de cargas positivas nas moléculas
de amido por meio de reação de cationização utilizando reagentes contendo grupos imino,
amino, amônio e sulfônio, sendo a reação com os grupos amino as mais utilizadas
industrialmente. A reação de cationização do amido ocorre pelo ataque do grupo hidroxila do
carbono na posição 6 do monômero de glicose anidra existentes na amilose e amilopectina do
grânulo de amido. Um amido catiônico comercial típico possui GS em torno de 0,02 a 0,04,
ou seja, de dois a quatro grupos catiônicos substituídos por centenas de unidades de glicose
(Horimoto e Cabello, 2005).
Li et al. (2010) testaram quatro tipos de amidos modificados incluindo um amido catiônico,
um amido aniônico (carboximetil metil amido), um amido anfótero e um amido solúvel como
depressores na flotação catiônica reversa de diásporo. Os autores observaram que o tipo de
carga superficial dos amidos exerce grande influência na adsorção e no desempenho da
24
depressão do diásporo. Os autores sugerem a existência de ligações de hidrogênio, de reações
de complexação e interação elestrostática entre o mineral e os amidos.
Pal et al. (2005) estudaram uma série de amidos catiônicos como floculantes para uma
suspensão de quartzo e observaram que o efeito dos amidos catiônicos são comparáveis com
vários floculantes comerciais.
O amido de milho ainda pode ser modificado através de degradação enzimática ou térmica
sob condições ácidas em um processo conhecido por dextrinização. O tratamento causa a
quebra e a reversão das cadeias moleculares do amido. Como consequência, as moléculas de
dextrina são menores que a moléculas de amido, mas são mais ramificadas. Entretanto a
relação amilose/amilopectina é mantida (Leja, 1982; Bertolini, 2010). Estruturalmente, a
dextrina se assemelha a amilopectina, a Figura 3.6 apresenta a estrutura da dextrina. Ao
contrário dos amidos não modificados, as dextrinas são solúveis em água a temperatura
ambiente.
Figura 3.6: A estrutura de uma dextrina (Nunes e Peres, 2010)
3.5.2.3 Carboximetilcelulose
A celulose é o polissacarídeo natural mais abundante que constitui o tecido fibroso das plantas
e árvores. A cadeia da celulose é formada por unidades β-D-glicose unidas por ligações
β-glicosídicas formadas entre os carbonos C1 e C4 de cada dois monômeros de D-glicose,
formando um composto linear (vide Figura 3.7).
25
Figura 3.7: Estrutura da celulose (Leja, 1982)
A modificação da celulose pela substituição dos prótons de alguns grupos hidroxila por
grupos carboximetil leva a formação da carboximetilcelulose (CMC), Figura 3.8. Assim como
no caso dos amidos, o GS da CMC é de no máximo três, correspondendo ao caso em que
todos os três grupos hidroxila em um monômero são substituídos por grupos carboximetil.
Esses grupos distribuídos ao longo da cadeia de celulose fazem o polímero significativamente
aniônico. A preparação de CMC com alto grau de substituição possui alto custo, contudo, a
maioria das aplicações não requer valores muito maiores que 1 (Liu et al., 2000). A CMC é
usada como aditivo nas indústrias de papel, farmacêutica, cosmético e alimentícia. É também
aplicada como aditivo em polpas de perfuração em profundidade e limpeza de máquinas.
Figura 3.8: Estrutura simplificada da carboximetilcelulose (Pearse, 2005)
Oliveira e Peres (2010) estudaram através de testes de microflotação e medidas de potencial
zeta o efeito do oleato de sódio, do amido de milho e da carboximetilcelulose sobre as
superfícies da apatita e minerais de ganga do depósito sílico-carbonatado de Catalão/GO. Os
autores verificaram que, tanto o amido de milho quanto a carboximetilcelulose foram
depressores eficientes para a dolomita, mas apresentam baixa seletividade, pois deprimiram
também a apatita.
A forma com que a carboximetilcelulose se adsorve nas superfícies minerais ainda não é bem
determinada. Em meio alcalino, a carboximetilcelulose está totalmente ionizada e pode
adsorver-se por meio de interações eletrostáticas em sítios da interface líquido/mineral de
carga oposta (Leja, 1982; Nunes e Peres, 2010). Ligações de hidrogênio e a formação de
26
complexos entre os grupos hidroxila e a superfície mineral também são mecanismos
propostos (Liu et al., 2000).
Testes de flotação direta de fosfato em bancada foram realizados por Pena (2005) para
verificar o efeito de várias carboximetilceluloses e do amido. Os resultados indicaram que a
utilização do amido ocasionou menor contaminação do concentrado e que para alguns tipos de
carboximetilcelulose a recuperação foi semelhante à do amido.
Leal Filho (1988) avaliou o efeito dos depressores carboximetilcelulose, tanino, goma-guar, e
diferentes amidos na flotação do minério fosfático com ganga composto por dolomita, calcita
e magnetita de Cajati (SP). O autor observou que os amidos de milho apresentaram melhores
resultados, sendo que o amido com maior teor de amilopectina apresentou melhor
recuperação.
Uma regra básica para a seleção de um depressor é considerar um bom coletor para um
determinado mineral que precisa ser deprimido. Em seguida, selecionar um depressor que
possui a mesma funcionalidade que o coletor, mas em que uma cadeia hidrofílica esteja
substituindo a cadeia hidrofóbica. Por exemplo, ácidos graxos, que contêm grupo funcional
carboxilato, são coletores eficazes para carbonatos e apatita. Portanto, um depressor
carboxilato, tais como carboximetilcelulose seria um depressor eficaz para esses minerais. Da
mesma forma, minerais silicatados, tais como quartzo, são flotados por coletores catiônicos
(amina). Portanto, depressores com base em polissacarídeos cationicamente modificados
podem ser depressores eficazes para o quartzo (Sis e Chander, 2003).
3.5.2.4 Depressores Inorgânicos
O silicato de sódio é comumente usado na depressão de carbonatos e ganga silicatada na
flotação de minerais levemente solúveis, tais como apatita, calcita e fluorita. Alguns dos
efeitos benéficos do silicato de sódio na flotação de fosfato utilizando ácido graxo como
coletor são: a remoção de cátions de cálcio por precipitá-los como silicato de cálcio,
estabilização da espuma e melhora na cinética de flotação de fosfato.
Zhou e Lu (1992) estudaram o mecanismo de depressão de calcita com silicato de sódio na
flotação de fluorita, utilizando ácido oleico como coletor. Eles resumiram o mecanismo de
ação do silicato de sódio como se segue:
• Promoção da dissociação de íons cálcio da calcita, que reduz o consumo de ácido
oleico pela calcita; e
27
• Complexação com íons de cálcio na polpa, que reduz o seu efeito negativo sobre o
mecanismo de flotação.
Al-Thyabat (2009) estudou o papel do silicato de sódio como depressor/dispersante na
flotação de um minério sílico-fosfatado. Segundo o autor, o principal papel do silicato de
sódio na flotação de fosfato é deprimir as partículas dos minerais silicatados pela precipitação
de espécies poliméricas do depressor sobre as partículas dos mesmos. O silicato de sódio
também interage com íons Ca2+, precipitando-os como silicato de cálcio na solução e sobre as
partículas minerais. Isto explica o porquê do aumento da dosagem de silicato de sódio reduz
significativamente a recuperação de fosfato. Além disso, o autor verificou que a adição de
silicato de sódio em minério não deslamado melhorou a recuperação de fosfato e reduziu o
consumo de coletor. Esse efeito foi atribuído às características dispersantes de partículas finas
do silicato de sódio e pela precipitação dos íons cálcio da solução.
O ácido fosfórico também pode ser utilizado como depressor na flotação de fosfatos com
ganga carbonatada (Fuerstenau e Urbina, 1988). Segundo os autores, a ação depressora dos
íons ortofosfatos sobre a apatita é atribuída à formação de fortes ligações de hidrogênio entre
os íons ortofosfatos adsorvidos na superfície da apatita e as moléculas de água da vizinhança
da apatita, que tornam o mineral mais hidrofílico. Por outro lado, o dióxido de carbono gerado
a partir da calcita e dolomita em pH ácido interfere na formação das ligações de hidrogênio e,
portanto, tanto a calcita quanto a dolomita podem flotar com ácido oleico na presença de
ácido fosfórico.
Louzada (2008) estudou a variação da hidrofobicidade, através de ensaios de ângulo de
contato, da apatita e calcita provenientes do minério de Itataia em pH 5,5 em presença de
ácido fosfórico e ácido cítrico. O autor verificou que a hidrofobicidade dos dois minerais é
influenciada pelas concentrações destes ácidos e pelo pH da solução. Os estudos referentes à
variação do pH revelaram que os dois minerais apresentam hidrofobicidades
significativamente diferentes, sendo que a apatita apresentou-se totalmente hidrofílica em toda
faixa de pH inferior a 6,0.
28
4. METODOLOGIA
A metodologia adotada para o desenvolvimento do trabalho é constituída das etapas de
caracterização e testes de flotação, descritas a seguir.
4.1 Origem e preparo da amostra
A amostra de minério utilizada neste trabalho é proveniente da jazida de Itataia. Esta amostra
foi enviada ao CDTN na década de 1980 para estudos de concentração, sendo originalmente
denominada IG-2. A amostra já se encontrava adequadamente preparada para a realização dos
testes de flotação (cominuída e deslamada), sendo realizado apenas a homogeneização e o
quarteamento.
4.2 Caracterização Química e Mineralógica
A identificação e análise semiquantitativa das fases minerais presentes na amostra foram
realizadas por meio de difração de raios X através do método do pó. Foi utilizado um
difratômetro marca Rigaku modelo D\MAX Última automático equipado com tubo de raios X
de cobre. Os difratogramas obtidos foram comparados com o banco de dados da International
Center for Diffraction Data (ICCD) por meio do programa Crystallographica Search-Match
versão 2,0,2,0.
A quantificação dos teores dos elementos químicos presentes nas amostras foi obtida por
meio de fluorescência de raios X através do equipamento EDX-720 da Schimadzu. Os teores
de CaCO3 foram obtidos por meio de calcinação a 950°C. O teor de U3O8 foi determinado por
meio de espectrometria de energia de raios X utilizando um espectrômetro de fluorescência de
raios X com fonte de Am241 (KEVEX).
4.3 Caracterização Granulométrica
A distribuição granulométrica foi obtida através da realização de peneiramento combinado.
Inicialmente a amostra foi peneirada a úmido em 38 μm. O material retido e passante em
38 μm foram secos em estufa a 100°C. Após secagem o material retido foi peneirado a seco
em peneirador automático por 30 minutos.
29
4.4 Preparo dos Reagentes
Os reagentes utilizados nos testes de flotação tanto em escala de laboratório quanto piloto
estão apresentados na Tabela 4.1.
Tabela 4.1: Reagentes utilizados nos testes de flotação
Nome Comercial Descrição Função Fabricante
Calgon Hexametafosfato de sódio Depressor Sulfal
Silicato de Sódio C-112
Silicato de Sódio (SiO2/Na2O = 2,28) Depressor Sulfal
Amilogill 1500 Fécula de Mandioca Depressor Cargill Agrícola S/A
EP 3002 Dextrina Depressor Cargill Agrícola S/A
Flotamil 75 Amido de milho Depressor Caramuru Alimentos S/A
_ Carboximetilcelulose Depressor Pietschemical
Filmplus® 9002 ACC Amido Catiônico GS (0,025 a 0,030) Depressor Cargill Agrícola S/A
EP 2031 Amido Catiônico GS (0,040 a 0,045) Depressor Cargill Agrícola S/A
Liacid 1218 Ácido graxo destilado de coco Coletor Miracema-Nuodex
Flotanol D25 Eterpolialquilenoglicol Espumante Clariant
Eumulgin MC-711 Sulfossucinato Coletor/ Espumante Cognis
Solução de Hidróxido de Sódio Hidróxido de sódio Modificador de pH Synth
Os depressores fécula de mandioca, Flotamil 75, os amidos catiônicos e a carboximetil foram
preparados através da gelatinização com solução de hidróxido de sódio, mantendo-se a
relação depressor/NaOH de 5/1, obtendo-se soluções com concentração de 1 ou 2%.
A dextrina, o Eumulgin MC-711, o Calgon, o silicato de sódio e o Flotanol D25 foram
preparados através da dissolução em água obtendo-se soluções nas concentrações adequadas a
cada teste.
30
Já o coletor Liacid 1218 foi preparado através de reação de saponificação, obtendo-se desta
maneira uma solução sem resíduo suspenso. A seguinte metodologia foi adotada para a
preparação de 1L de solução na concentração de 2%:
• Pesou-se 20 g do Liacid 1218;
• Mediu-se 6 g de solução de hidróxido de sódio a 50%;
• Adicionou-se simultaneamente ao Liacid 1218 a solução de hidróxido de sódio e 20,0 mL
de água a 70°C, mantendo-se sob agitação durante 15 minutos; e
• Após 15 minutos a mistura foi diluída para 1,0 L utilizando água a 50°C.
4.5 Testes de flotação em bancada
Para a realização dos testes de flotação foram utilizadas as amostras homogeneizadas e
quarteadas em frações de 1kg. Os testes de flotação foram realizados em uma célula mecânica
fabricada pela DARMA modelo D-1 Sub-A acoplada a um raspador mecânico para a retirada
do material flotado e cuba com volume útil de três litros. As etapas seguidas em cada teste são
descritas a seguir:
• Adicionava-se 1000 mL de água a cuba;
• Adicionava-se 1kg de minério;
• Ligava-se a célula e ajustava-se o pH;
• Adicionava-se o depressor na dosagem indicada e esperava-se o tempo de
condicionamento de 5 minutos;
• Adicionava-se simultaneamente o Liacid 1218, o Flotanol D25 e o Eumulgin MC-711 e
esperava-se o tempo de condicionamento de 3 minutos;
• Completava-se o volume da cuba com água e o pH da polpa era ajustado;
• Abria-se o ar e o coletava-se a espuma por 5 minutos; e
• Após a flotação o concentrado e o rejeito eram secos, pesados e quimicamente
caracterizados.
31
4.6 Testes piloto de flotação em coluna
As condições estabelecidas nos testes de flotação em bancada serviram de subsídio (base)
para a realização de testes de flotação em coluna usando escala piloto. A Figura 4.1 mostra o
fluxograma de processo utilizado nos testes piloto de flotação rougher.
Inicialmente a amostra foi alimentada no silo. Em seguida, o material era então encaminhado
do silo para o tanque TQ a uma vazão de 30 kg/h onde foi adicionado água para a produção de
polpa com 50% de sólidos. A polpa fluía para o condicionador CN-1 com fécula de mandioca
e o pH ajustado para 10. Em seguida, a polpa era encaminhada para o condicionador CN-2
onde foi adicionado o coletor Liacid 1218 na dosagem indicada. Após a adição de água de
diluição, a polpa era então alimentada na coluna CO onde foi executada a flotação rougher.
Para a realização do teste cleaner o material flotado da coluna CO foi encaminhado para a
segunda coluna. O circuito de flotação rougher/cleaner utilizado foi aberto, em que o rejeito
cleaner não era recirculado para a alimentação da flotação rougher.
Para a realização dos testes rougher foi utilizada uma coluna com diâmetro de 10,16 cm e
altura de 430 cm, com um sistema interno de geração de bolhas. A coluna da flotação cleaner
utilizada possui de diâmetro de 5,1 cm e altura total de 580 cm. O controle de nível da
interface polpa-espuma foi feito por meio de sinais provenientes de dois sensores de pressão
instalados na coluna, processados no controlador digital SMAR CD-600, que atua sobre a
vazão de polpa na fração não-flotada, ajustada por bomba peristáltica. As vazões de ar e de
água de lavagem foram controladas automaticamente e ajustadas de acordo com o valor do set
point.
32
Modificador de pH
M
CN-1
CO-1
Água de Lavagem
Água
REJEITO
M
CN-2
ALIMENTAÇÃO
Fécula de Mandioca
Liacid 1218
SLÁgua
CONCENTRADO
M
TQ
Figura 4.1:Fluxograma do circuito rougher de flotação
33
5. RESULTADOS E DISCUSSÃO
5.1 Caracterização mineralógica, química e granulométrica
A caracterização mineralógica foi realizada comparando-se o difratograma da amostra com
difratogramas padrão, conforme apresentado na Figura 5.1. As fases minerais identificadas
são apatita Ca5(PO4)3(F;OH;Cl), calcita (CaCO3), quartzo (SiO2), micas (biotita
(K(Mg,Fe)3(AlSi3O10)(OH)2) e flogopita (KMg3(AlSi3O10)(OH)2)) e albita (Na(AlSi3O8)).
A caracterização química da amostra que constitui a alimentação dos testes de flotação é
apresentada na Tabela 5.1. O teor de P2O5 é 17,20% e o de CaCO3 é 20,50% indicando que o
principal carbonato contaminante no minério de Itataia é a calcita. Os teores de U3O8 e SiO2
são respectivamente, 0,17 e 21,92%.
Na Tabela 5.2 e Figura 5.2 é apresentada a caracterização granulométrica da amostra onde se
pode observar que 3,92% do material está retido em 210 μm e 32,13% passante em 37 μm.
Esta granulometria está adequada para a realização dos testes de flotação (Aquino, 1991).
34
Adalberto -Ita taia data - backg roundAdalberto -Ita taia peaks
7-25 Muscovita-1 M , syn24-27 Calcita1-649 Quartzo19-1184 Albita, ordere d16-344 Flogopita -1 M , syn34-10 Hidroxifluorapatita, syn
.0 10. 0 2 0.0 30.0 40.0 50. 0 60.0 70.0 80. 0
Figura 5.1: Análise mineralógica da amostra utilizada 2θ
Tabela 5.1: Análise química da amostra utilizada
Composto Teor (%)
P2O5 17,20
CaO 25,70
CaCO3 20,50
SiO2 21,90
Fe2O3 3,89
Al2O3 7,81
MgO 1,12
U3O8 0,17
Tabela 5.2: Análise granulométrica da amostra utilizada
35
% Retida Tamanho (μm) Simples Acumulada
297 0,70 0,70
210 3,22 3,92
149 11,47 15,39
105 17,34 32,73
74 12,30 45,02
53 12,50 57,52
44 5,40 62,93
37 4,94 67,87
< 37 32,13 100,00
10 100 1.000Tamanho (micra)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Figura 5.2: Distribuição granulométrica da amostra utilizada
36
5.2 Testes de flotação em laboratório
5.2.1 O efeito dos depressores
A influência dos depressores silicato de sódio, hexametafosfato de sódio (Calgon), fécula de
mandioca, amido de milho, amidos de milho catiônico, carboximetilcelulose e dextrina na
flotação direta da apatita no minério de Itataia foi verificada. Para isto foram realizados testes
de flotação em bancada em pH 10,0, utilizando 700 g/t de óleo de coco (Liacid 1218) como
coletor de apatita, Flotanol D25 e Eumulgin MC-711 nas dosagens de 30 e 20 g/t,
respectivamente. Estas dosagens foram otimizadas em testes de flotação também com o
minério de Itataia realizados por Albuquerque (2010). No apêndice A têm-se as condições
utilizadas e os resultados obtidos em cada teste de laboratório.
5.2.1.1 Depressores inorgânicos
O efeito da dosagem de Calgon (hexametafosfato de sódio) como depressor de apatita foi
avaliado. Os resultados, apresentados na Tabela 5.3 e Figura 5.3, indicam que com o aumento
da dosagem de Calgon a recuperação de P2O5 diminui. O efeito sobre o teor de P2O5 foi pouco
significativo. Durante os testes foi verificado também que o aumento da dosagem de Calgon
levou a uma grande diminuição de espumação como consequência a recuperação em massa
diminuiu de 43,7 para 27,5%.
Na Tabela 5.4 e Figura 5.4 estão apresentados os resultados dos testes de flotação utilizando-
se o silicato de sódio como depressor. Verifica-se que o aumento da dosagem de silicato de
sódio acarreta em uma queda na recuperação de P2O5 de 61,2 para 48,3% e uma pequena
variação sobre o teor de P2O5. Assim como o Calgon, o silicato de sódio foi ineficiente na
depressão dos minerais contaminantes, principalmente o carbonato.
37
Tabela 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste Calgon
(g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-1 12,3 24,26 26,10 7,50 43,7 65,1 60,9 14,9
AD-2 25,5 25,56 26,00 6,78 36,9 53,9 51,5 10,5
AD-3 38,8 23,84 27,00 6,93 31,4 44,0 43,0 9,4
AD-4 51,2 24,20 27,51 6,88 27,5 38,4 38,9 8,2
▪ Liaciad 1218 = 720 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 21 g/t
0 10 20 30 40 50 6Calgon (g/t)
00
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.3: Efeito da dosagem de Calgon sobre os resultados da flotação
38
Tabela 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste
Silicato de Sódio (g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-5 102,5 25,50 26,50 6,73 41,4 61,2 56,5 12,0
AD-6 205,8 24,80 26,40 6,80 40,5 60,2 55,9 11,7
AD-7 305,5 25,39 27,60 6,35 33,0 48,5 46,4 9,1
AD-8 409,8 25,40 25,22 6,47 30,3 48,3 35,6 9,4
▪ Liaciad 1218 = 717 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 21 g/t
50 100 150 200 250 300 350 400 450Silicato de Sódio (g/t)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.4: Efeito da dosagem de silicato de sódio sobre os resultados da flotação
39
5.2.1.2 Amidos
Foram realizados testes com diferentes tipos de amido: Flotamil 75, um fubá de milho da
Caramuru; fécula de mandioca, amidos catiônicos (Filmplus® 9002 ACC e EP2031) e
dextrina, fornecidos pela Cargill.
A dosagem de Flotamil 75 foi variada de 102,0 a 609,8 g/t. Os resultados, apresentados na
Tabela 5.5 e Figura 5.5, indicam um aumento no teor de P2O5 de 5,3% com o aumento da
dosagem de Flotamil 75. Entretanto, tanto a recuperação em massa quanto a de P2O5
diminuem com o aumento da dosagem do depressor. Esse fato pode ser explicado pela
existência de uma condição de equilíbrio na qual a quantidade de amido adicionada deve ser
suficiente para cobrir a superfície da calcita, enquanto não afeta a apatita.
É observado também que o teor e recuperação de CaCO3 diminui consideravelmente com o
aumento da dosagem de Flotamil 75. A ação depressora seletiva mostrada pelo Flotamil 75 no
sistema calcita/apatita é uma evidência da alta afinidade existente entre a calcita e o amido.
Conforme mostrado por Correia (2002) através de estudos de modelagem molecular, a
compatibilidade estérica entre o amido e a calcita é superior a da apatita.
O efeito da dosagem de fécula de mandioca é apresentado na Tabela 5.6 e Figura 5.6, onde
pode ser observado que, com o aumento de dosagem, há um ganho de cerca de 6,2% com
relação ao teor de P2O5. Já o teor de CaCO3 apresenta uma variação de 20,62 a 10,80%
evidenciando a boa seletividade do depressor.
Comparando-se o desempenho entre Flotamil 75 e fécula de mandioca observa-se que com
menores dosagens a fécula deprime mais a calcita, sendo esta, portanto, mais eficiente que o
Flotamil 75. A diferença de desempenho entre estes dois depressores provavelmente pode ser
atribuída às diferenças no conteúdo de amilose e amilopectina. O teor de amilopectina na
fécula de mandioca é 83%, segundo a Cargill, enquanto que no Flotamil 75 é
aproximadamente 74% (vide Tabela 3.4). Este resultado está de acordo com os verificados
por Araújo (1988), que mostrou maior eficiência depressora de amidos com alto teor de
amilopectina.
Foram ainda realizados testes variando a dosagem dos amidos catiônicos
Filmplus® 9002 ACC e EP2031 ambos produzidos pela Cargill. Estes dois amidos, derivados
de milho, são modificados pela introdução de grupos aminos e possuem diferentes graus de
substituição. O primeiro possui GS de 0,025 a 0,030, enquanto o segundo possui GS de 0,040
40
a 0,045. Os resultados são apresentados nas Tabelas 5.7 e 5.8 e nas Figuras 5.7 e 5.8,
sumarizados a seguir:
• A utilização dos dois amidos catiônicos levaram a um aumento no teor do contaminante
CaCO3 com aumento de dosagem. Quando comparados os resultados dos amidos não
modificados com os amidos catiônicos, é observada uma grande perda de seletividade por
parte dos amidos catiônicos. Isso ocorre provavelmente devido a pequena contribuição
das interações eletrostáticas na adsorção amido/apatita (Araujo, 1988);
• O aumento das dosagens dos amidos catiônicos provocou variações desprezíveis em
relação ao teor de P2O5. Portanto, pode-se concluir que são depressores ineficientes do
contaminante calcita; e
• A recuperação de P2O5 diminui com aumento da dosagem para ambos os depressores.
Testes variando a dosagem de dextrina de 103,5 a 398,4g/t foram realizados. Os resultados
apresentados na Tabela 5.9 e Figura 5.9 indicam uma diminuição na recuperação de P2O5 com
pequeno efeito sobre o teor de CaCO3. Comparando-se o efeito da dextrina com os amidos
não modificados, pode-se verificar o pior desempenho da dextrina. Uma explicação possível
para esse fato é o menor tamanho das moléculas de dextrina.
41
Tabela 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste
Flotamil 75
(g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD -9 102,0 24,60 21,40 8,28 54,1 79,0 65,0 19,1
AD- 10 203,3 24,64 23,24 7,75 51,2 75,5 64,5 16,8
AD -11 406,5 26,80 18,30 8,14 48,8 78,9 54,2 17,2
AD- 12 609,8 29,90 13,00 7,42 35,2 60,7 26,4 11,6
▪ Liaciad 1218 = 712g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
100 200 300 400 500 600Flotamil 75 (g/t)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.5: Efeito da dosagem de Flotamil 75 sobre os resultados da flotação
42
Tabela 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste
Fécula de mandioca
(g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD- 13 101,0 24,61 20,62 7,89 52,9 77,9 64,6 17,7
AD- 14 201,6 26,90 18,30 7,94 51,0 80,7 52,0 17,6
AD -15 303,0 28,25 13,50 7,47 42,0 71,4 30,7 13,7
AD -16 401,6 30,80 10,80 7,78 38,4 68,0 21,1 13,2
▪ Liaciad 1218 = 706 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol= 30 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
50 100 150 200 250 300 350 400 450Fêcula de Mandioca (g/t)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.6: Efeito da dosagem de Fécula de Mandioca sobre os resultados da flotação
43
Tabela 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste FilmPlus®
9002 ACC (g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-17 50,9 24,04 25,84 8,10 53,0 78,5 68,2 18,1
AD-18 102,0 24,04 25,84 8,12 54,6 83,2 69,7 18,5
AD-19 152,4 24,05 26,03 7,75 52,3 81,9 68,5 17,4
AD-20 203,3 23,45 26,00 7,64 53,2 81,5 71,1 16,6
AD-21 408,2 23,71 27,38 7,71 51,0 75,2 64,0 16,6
AD-22 607,3 24,33 27,60 7,27 45,5 69,0 57,5 14,0
▪ Liaciad 1218 = 712g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 31g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
0 100 200 300 400 500 600FilmPlus 9002Acc (g/t)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.7: Efeito da dosagem de Filmplus® 9002 ACC sobre os resultados da flotação
44
Tabela 5.8: Efeito da dosagem de Amido EP2031 sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste EP2031
(g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD -23 201,9 23,97 27,42 7,86 53,1 80,6 67,9 18,8
AD- 24 401,6 23,80 27,20 7,93 51,6 80,1 65,5 16,6
AD- 25 507,1 24,54 27,06 7,64 48,7 74,1 61,0 15,5
AD -26 602,4 24,67 26,60 7,10 42,0 64,3 51,8 12,7
▪ Liaciad 1218 = 705 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 30,2 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
200 300 400 500 600EP2031 (g/t)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.8: Efeito da dosagem de EP2031 sobre os resultados da flotação
45
Tabela 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste Dextrina
(g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-27 103,5 24,20 23,00 7,20 43,7 64,8 60,7 13,2
AD-28 201,6 23,20 23,48 5,80 39,1 55,6 54,3 9,7
AD-29 301,8 25,07 22,80 6,22 31,0 46,1 42,3 8,2
AD-30 398,4 25,40 23,80 6,45 27,3 44,0 34,0 7,5
▪ Liaciad 1218 = 709 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol = 30,4 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
100 200 300 400Dextrina (g/t)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.9: Efeito da dosagem de Dextrina sobre os resultados da flotação
46
5.2.1.3 Carboximetilcelulose
Os resultados dos testes de flotação variando-se a dosagem de carboximetilcelulose (CMC)
estão apresentados na Tabela 5.10 e Figura 5.10. De acordo com os resultados, com o
aumento da dosagem de carboximetilcelulose, ocorre uma redução na recuperação de P2O5 e
não há variação no teor de P2O5. A capacidade de depressão de CaCO3 da CMC é menor
quando comparada com os amidos não modificados.
Tabela 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5
Teor (%) Recuperação (%) Teste CMC
(g/t) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-31 203,3 23,28 28,00 8,52 54,7 83,3 69,0 19,0
AD-32 294,7 23,42 27,00 8,27 53,4 82,0 66,2 17,9
AD-33 405,7 23,70 27,32 8,24 50,1 74,1 62,6 17,4
AD-34 505,1 23,63 26,60 8,42 47,9 72,1 58,0 17,0
▪ Liaciad 1218 = 704 g/t ▪ pH = 10 ▪Flotanol D25 = 30 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
200 300 400 500Carboximetilcelulose (g/t)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.10: Efeito da dosagem de Carboximetilcelulose sobre teor e recuperação de P2O5
47
A Tabela 5.11 e a Figura 5.11 apresentam os melhores resultados obtidos nas séries de testes
utilizando os diversos depressores. Comparando-se os resultados obtidos, observa-se que
apenas o Flotamil 75 (AD-12) e a fécula de mandioca (AD-15) atuaram efetivamente na
depressão dos contaminantes, principalmente CaCO3. A utilização dos outros depressores não
impediu que a calcita flotasse, sendo observado que o teor de CaCO3 no concentrado foi
maior do que a alimentação.
Comparando-se o desempenho dos amidos não modificados Flotamil 75 e a fécula de
mandioca, observa-se que o teor de P2O5 e de CaCO3 são semelhantes, sendo obtido uma
maior recuperação de P2O5 com a fécula. Por outro lado, comparando as dosagens utilizadas,
verificou-se que a da fécula de mandioca foi praticamente metade da dosagem de Flotamil 75.
48
Tabela 5.11: Melhores resultados obtidos na flotação em laboratório
Teor (%) Recuperação (%) Teste Depressor
(g/t) P2O5 CaCO3 P2O5 CaCO3
AD-1 Calgon (12,3) 24,3 26,1 65,1 60,9
AD-5 Silicato de Sódio
(102,5) 25,5 26,5 61,2 56,5
AD-12 Flotamil 75
(609,8) 29,9 13,0 60,7 26,4
AD-15 Fécula de Mandioca
(303,0) 28,3 13,5 71,4 30,7
AD-18 Filmplus® 9002 ACC
(102,0) 24,0 25,8 83,2 69,7
AD-23 EP2031 (201,9)
24,0 27,4 80,6 67,9
AD-27 Dextrina (103,5)
24,2 23,0 64,8 60,7
AD-32 CMC
(405,7) 23,7 27,3 74,3 62,6
CalgonSilicato
FlotamilFécula
FilmPlusEP2031
DextrinaCMC
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5 Teor de CaCO3 Recuperação de P2O5
Figura 5.11: Comparação do desempenho dos depressores utilizados nos testes de flotação
49
5.2.2 Variáveis de processo
A partir dos resultados anteriores foi selecionada a fécula de mandioca (200 g/t) como
depressor, mantendo-se a dosagem dos agentes coletores e espumante. Nesta série de testes
foi estudada as variáveis de processo: tempo de condicionamento do depressor, valor de pH,
temperatura da polpa e vazão de ar.
O aumento do tempo de condicionamento do depressor de 5 para 15 minutos ocasionou um
pequeno ganho de recuperação de P2O5, conforme Tabela 5.12 e Figura 5.12. Foi verificado
também que maiores tempos de condicionamento levaram a um aumento da recuperação de
CaCO3.
Os resultados dos testes de flotação variando-se o valor de pH são apresentados na Tabela
5.13 e na Figura 5.13. Os resultados indicam que a recuperação de P2O5 máxima ocorre em
pH 10 e há um aumento no teor de P2O5 quando se altera o pH de 10 para 11. Acredita-se que
esse aumento de flotabilidade é devido a formação de hidroxi-complexos de cálcio (CaOH+) e
magnésio (MgOH+). Os hidroxi-complexos são adsorvidos na superfície dos minerais por
meio de ligações de hidrogênio. Após a adsorção ocorre a formação de sítios reativos para a
adsorção do coletor que pode aumentar a recuperação da flotação (Oliveira e Peres, 2010).
A Tabela 5.14 e a Figura 5.14 apresentam o efeito da temperatura da polpa sobre os
resultados da flotação. Verifica-se que o aumento de temperatura acarreta um pequeno ganho
da recuperação de P2O5 e um expressivo aumento no teor e recuperação de CaCO3. Esse
efeito ocorre possivelmente devido a alteração da solubilidade da calcita e da apatita com o
aumento da temperatura.
Os resultados da variação da vazão de ar sobre os resultados da flotação são apresentados na
Tabela 5.15 e Figura 5.15 e indicam pouca influência sobre os resultados da flotação com o
aumento da vazão de ar.
50
Tabela 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da
flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste
Tempo de condicionamento
(min) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-35 5 25,20 19,90 8,81 53,6 82,1 57,2 20,4
AD-36 10 23,90 20,70 9,50 56,7 84,5 62,3 23,1
AD-37 15 24,00 22,87 8,80 56,8 84,0 67,8 21,2
▪ Liacid 1218 =714 g/t ▪Fécula = 204 g/t ▪pH = 10 ▪Flotanol = 31 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20Tempo (min)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.12: Efeito do tempo de condicionamento do depressor sobre os resultados da flotação
51
Tabela 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste pH
P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-38 9,0 25,50 18,67 8,20 48,4 77,4 53,0 16,7
AD-35 10,0 25,20 19,90 8,81 53,6 82,1 57,2 20,4
AD-39 11,0 27,00 16,00 9,71 37,7 62,6 34,0 15,9
▪Liacid 1218= 714 g/t ▪Fécula = 204 g/t ▪Flotanol = 30 g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
8 9 10 11 12pH
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.13: Efeito do valor de pH sobre os resultados da flotação
52
Tabela 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste Temperatura
(°C) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-35 26,0 25,20 19,90 8,81 53,6 82,1 57,2 20,4
AD-40 34,0 24,15 21,50 8,70 57,9 85,4 72,4 21,4
AD-41 50,0 22,80 32,70 8,50 59,2 85,9 79,0 21,5
▪Liacid 1218= 715 g/t ▪Fécula = 204 g/t ▪pH = 10 ▪Flotanol = 30 g/t ▪Eumulgin MC 711= 20 g/t
20 30 40 50Temperatura (°C)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.14: Efeito da temperatura da polpa sobre os resultados da flotação
53
Tabela 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação
Teor (%) Recuperação (%) Teste Vazão de Ar
(NL/min) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
AD-42 aspirado 25,62 21,14 8,66 50,9 82,4 54,4 18,6
AD-43 3,0 25,94 20,82 8,40 49,6 77,2 53,0 18,0
AD-44 4,0 25,26 20,92 8,73 49,7 77,8 45,8 18,9
AD-45 5,0 25,34 21,16 8,58 50,4 81,2 54,2 18,2
▪Liacid 1218 = 719 g/t ▪pH = 10 ▪Fécula = 205 g/t ▪Flotanol = 31g/t ▪ Eumulgin MC 711= 20 g/t
2 3 4 5 6Vazão de Ar (NL/min)
0
20
40
60
80
100
Perc
enta
gem
Teor de P2O5
Teor de CaCO3
Recuperação de P2O5
Figura 5.15: Efeito da vazão de ar sobre os resultados da flotação
54
5.3 Testes piloto de flotação
Foram realizados quatro testes rougher de flotação direta da apatita em escala piloto
utilizando as melhores condições estabelecidas nos testes de laboratório. Foi utilizada a fécula
de mandioca como depressor, pois apresentou o melhor desempenho dentre os modificadores
avaliados em laboratório. Nestes testes foram variadas: velocidade superficial de ar (VSAr) e
as dosagens de fécula de mandioca e Liacid 1218. Na Tabela 5.16 estão apresentados os
resultados obtidos. No apêndice B têm-se as condições e os resultados obtidos em cada teste
piloto.
Tabela 5.16: Resultados dos testes rougher de flotação em escala piloto
Dosagem (g/t) Teor (%) Recuperação (%) Teste
Fécula Liacid 1218
VSAr (cm/s) P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
ADP-1 249,2 726,9 1,64 25,33 20,26 10,51 57,0 84,5 53,4 27,7
ADP-2 415,4 706,1 1,64 29,21 11,44 9,39 48,8 82,9 28,7 20,3
ADP-3 321,9 456,9 1,64 28,86 12,90 8,99 50,4 84,5 33,6 20,1
ADP-4 334,4 535,8 1,85 30,43 11,45 9,58 46,8 82,2 27,6 19,7
Nos testes ADP-1 e ADP-2 foram variadas as dosagens de fécula de mandioca sendo
mantidas constantes a dosagem de Liacid 1218 e a velocidade superficial de ar. Os resultados
destes testes indicam um aumento do teor de P2O5 de 25,33 para 29,21% seguido de redução
significativa do teor de CaCO3 de 20,26 para 11,44% com o aumento da dosagem da fécula.
Na sequência foi realizado o teste ADP-3, reduzindo tanto a dosagem da fécula (321,9 g/t)
quanto do Liacid 1218 (456,9 g/t), mantendo-se fixa a velocidade superficial de ar em
1,64 cm/s. Estas modificações pouco alteraram os resultados, sendo este portanto similar ao
do teste anterior.
Em seguida foi realizado o último teste rougher (ADP-4) aumentando a velocidade superficial
de ar de 1,64 para 1,85 cm/s, com o intuito elevar a recuperação de P2O5. Ao contrário do
esperado, os resultados mostraram um aumento de teor de P2O5 seguido de uma pequena
redução de sua recuperação.
55
Por fim, foi realizado o teste ADP-5, utilizando as etapas rougher - cleaner em circuito
aberto. Na etapa rougher foram utilizadas praticamente as mesmas condições do teste ADP-4,
ou seja, velocidade superficial de ar de 1,85 cm/s, dosagens de fécula de mandioca de 330,3
g/t e de Liacid 1218 de 529,2 g/t. Os resultados apresentados no balanço de massa e
metalúrgico (Figura 5.16) mostram que foi obtido um concentrado final com teor de P2O5 de
33,49% e recuperação de P2O5 de 80,7%. Os teores de CaCO3 e de SiO2 neste produto foram
8,54 e 7,63%, respectivamente. Na Tabela 5.17 tem-se a caracterização química completa do
concentrado final obtido neste teste, onde se verifica que o teor de U3O8 é 0,27%. A
recuperação de U3O8 obtida no concentrado final é 69,0%. Os resultados do teste ADP-5
indicam um produto que atende às especificações de teor e recuperação de P2O5 para a
produção de ácido fosfórico. Deve-se ressaltar que a qualidade da água de processo utilizada
nos testes piloto apresentam baixos teores de íons cálcio e magnésio.
56
M
CN-1
CN-2
Fécula de Mandioca ( 330,3 g/t )
Hidróxido de Sódio ( 92,3 g/t )
M
Liacid 1218 ( 529,2 g/t )
Água de Lavagem( 50,0 L/h )
ALIMENTAÇÃO DA FLOTAÇÃO
CO-1
29,25
-
55,52
17,21
23,08
100,0
100,0
100,0
LEGENDA
Vazão de Sól. (kg/h)
PONTO DO CIRCUITO
Vazão de Polpa (L/h)
% deSólidos
Dist. deSól. (%)
Teor de CaCO3 (%)
Teor de P2O5 (%)
Dist. deP2O5 (%)
Dist. deCaCO3 (%)
REJEITO ROUGHER
15,39
-
95,21
85,55
5,20
25,28
35,09
15,9
71,5
80,0
Teor de SiO2 (%)
Dist. deSiO2 (%)
Água de Lavagem( 20,0 L/h )
CO-2
CONCENTRADO FINAL
12,13
-
45,05
36,83
33,49
8,54
7,63
80,7
19,0
13,7
REJEITO CLEANER
1,73
-
35,27
34,35
9,88
29,60
24,67
3,4
9,4
6,3
Hidróxido de Sódio ( 62,6 g/t )
ROUGHER
CLEANER
36,7218,59
CONCENTRADO ROUGHER
13,86
-
60,32
51,18
30,54
11,17
9,76
84,1
28,5
20,0
Água ( 50,0 L/h) 26,93 41,5
4,91 5,916,16 52,6
22,99 47,4
52,68 100,0
ALIMENTAÇÃO
Vazão de Polpa (kg/h)
-
Figura 5.16: Balanço de massa e metalúrgico do teste ADP-5
57
Tabela 5.17: Caracterização química do concentrado final do Teste ADP-5
Composto Teor (%)
P2O5 33,49
CaCO3 8,54
SiO2 7,63
Fe2O3 1,62
Al2O3 1,04
CaO 46,30
MgO 0,11
U3O8 0,27
58
6. CONCLUSÕES
O estudo de flotação direta com o minério fósforo-uranífero de Itataia realizado em escala de
laboratório e piloto permitiu chegar às seguintes conclusões:
• Os depressores inorgânicos Calgon e silicato de sódio apresentaram desempenho
ineficiente na depressão dos minerais contaminantes, principalmente o carbonato;
• Os amidos modificados e a carboximetilcelulose apresentaram também baixa
seletividade e não foram capazes de diminuir o teor de carbonato no concentrado;
• Os amidos não modificados Flotamil 75 e fécula de mandioca foram os melhores
depressores testados, sendo seletivos na separação apatita / minerais contaminantes,
principalmente o carbonato;
• Dentre todos os depressores testados, a fécula de mandioca foi o que apresentou
melhor desempenho sendo necessário metade da dosagem utilizada do Flotamil 75
para a obtenção dos mesmos resultados;
• O aumento do tempo de condicionamento do agente depressor e da temperatura da
polpa acarretou um expressivo aumento no teor e recuperação de CaCO3 obtido no
concentrado;
• A recuperação máxima de P2O5 ocorreu em pH 10;
• A variação de vazão de ar não exerceu influência significativa sobre os resultados da
flotação; e
• O teste piloto de flotação rougher - cleaner em circuito aberto, utilizando o depressor
fécula de mandioca, selecionado no estudo de laboratório, resultou na obtenção de
um concentrado final com teor e recuperação de P2O5 respectivamente iguais a 33,49 e
80,7%, adequado à produção de fosfórico. Os teores de CaCO3 de U3O8 neste produto
foram 8,54 e 0,27%, nesta ordem.
59
7. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS
ABOUZEID, A.-Z. M. Physical and thermal treatment of phosphate ores -- An overview. International Journal of Mineral Processing, v. 85, n. 4, p. 59-84, 2008. ISSN 0301-7516..
AL-THYABAT, S. Empirical evaluation of the role of sodium silicate on the separation of silica from Jordanian siliceous phosphate. Separation and Purification Technology, v. 67, n. 3, p. 289-294, 2009. ISSN 1383-5866..
ALBUQUERQUE, R. O. D. Alternativas de Processo para Concentração do Minério Fósforo-Uranífero de Itataia. 2010. (Doutorado). Engenharia Metalúrgica e de Minas, UNIVERSIDADE FEDERAL DE MINAS GERAIS, Belo Horizonte.
AQUINO, J. A. D. Estudo de flotação em coluna com o minério fósforo-uranífero de Itataia. 1991. p.185 Relatório CT3-RT-041/91, CDTN/CNEN
ARAUJO, A. C. D. Starch Modification of The Flocculation and Flotation of Apatite. 1988. (Doctor). Departament of Mining and Mineral Process Engineering, University of British Columbia, Vancouver.
ASSIS, S. M.; MONTENEGRO, L. C. M.; PERES, A. E. C. Utilisation of hydroxamates in minerals froth flotation. Minerals Engineering, v. 9, n. 1, p. 103-114, 1996.
BARROS, L. A. F.; FERREIRA, E. E.; PERES, A. E. C. Floatability of apatites and gangue minerals of an igneous phosphate ore. Minerals Engineering, v. 21, n. 12-14, p. 994-999, 2008. ISSN 0892-6875.
BERTOLINI, A. C. Starches : characterization, properties, and applications. Taylor and Francis Group, 2010. ISBN 978-1-4200-8023-0.
CORREIA, J. C. G.; LEAL FILHO,L. S.; SEIDL, P. R. Modelagem Molecular Aplicada à Flotação de Minerais - Estudo de Caso. Rio de Janeiro: CETEM/MCT, 2002.
DANA, J. D. Manual de Mineralogia. Rio de Janeiro: Livros Técnico e Científicos Editora S.A., 1975.
ELGILLANI, D. A.; ABOUZEID, A. Z. M. Flotation of carbonates from phosphate ores in acidic media. International Journal of Mineral Processing, v. 38, n. 3-4, p. 235-256, 1993. ISSN 0301-7516.
60
LEAL FILHO, S. L. Contribuição ao estudo de depressores para a flotação aniônica direta do fosfato de Jacupiranga. 1988. (Mestrado). Engenharia Metalúrgica e de Minas, Universidade Federal de Minas Gerais, Belo Horizonte
FUERSTENAU, D. W.; URBINA, R. H. Flotation Fundamentals. In: SOMASUNDARAN, P. e MOUDGIL, B. M. (Ed.). Reagents in Mineral Techonology. New York: Marcel Dekker, v.27, 1988.
FUERSTENAU, M. C.; HAN, K. N. Metal-Surfactant Precipitation and Adsorption in Froth Flotation. Journal of Colloid and Interface Science, v. 256, n. 1, p. 175-182, 2002. ISSN 0021-9797.
FUERSTENAU, M.C.;MILLER, J.D. The role of the Hydrocarbon Chain Anionic Flotation of Calcite. Trans AIME. v.241, p153-160, 1967.
GHARABAGHI, M.; IRANNAJAD, M.; NOAPARAST, M. A review of the beneficiation of calcareous phosphate ores using organic acid leaching. Hydrometallurgy, v. 103, n. 1-4, p. 96-107, 2010. ISSN 0304-386X.
GHARABAGHI, M.; NOAPARAST, M.; IRANNAJAD, M. Selective leaching kinetics of low-grade calcareous phosphate ore in acetic acid. Hydrometallurgy, v. 95, n. 3-4, p. 341-345, 2009. ISSN 0304-386X.
GUIMARÃES, R. C.; ARAUJO, A. C.; PERES, A. E. C. Reagents in igneous phosphate ores flotation. Minerals Engineering, v. 18, n. 2, p. 199-204, 2005. ISSN 0892-6875..
HORIMOTO, L. K. Cationização de amidos de tuberosas tropicais para fabricação de papéis. 2006. (Dissertação Mestrado). FACULDADE DE CIÊNCIAS AGRONÔMICAS, Universidade Estadual Paulista Julio de Mesquita Filho, Botucatu.
HORIMOTO, L. K.; CABELLO, C. Parâmentros para a produção de amidos catiônicos de fécula de mandioca e de batata-doce. Revista Raízes Amidos Tropicais, v. 1, p. 6, 2005.
HUGHES, J. M.; RAKOVAN, J. The Crystal Structure of Apatite, Ca5(PO4)3(F,OH,Cl). In: KOHN, M. J.;RAKOVAN, J. F., et al (Ed.). PHOSPHATES: Geochemical, Geobiological, and Materials Importance. USA: Mineralogical Society of America, v.48, 2002.
KLEIN, C.; HURLBUT, C. S. Manual of Mineralogy: (after Dana). 21st. New York: John Wiley &Sons, 1999.
61
LAPIDO-LOUREIRO, F. E. D. V.; MELAMED, R. O fósforo na agroindústria brasileira. In: LAPIDO-LOUREIRO, F. E.;MELAMED, R., et al (Ed.). FERTILIZANTES agroindústria & sustentabilidade: Centro de Tecnologia Mineral, 2008.
LEJA, J. Surface Chemistry of Froth Flotation. New York: Plenum Press, 1982. 758p
LI, H. P. et al. Effect of modified starches on depression of diaspore. Transactions of Nonferrous Metals Society of China, v. 20, n. 8, p. 1494-1499, Aug 2010. ISSN 1003-6326.
LIMA, J. R. B. Comparative Study of the Direct Anionic Flotation Versus the Reverse of the Jacupiranga Phosphate. Beneficiation of Phosphate: Theory and Pratice, 1993.
LIU, Q.; ZHANG, Y.; LASKOWSKI, J. S. The adsorption of polysaccharides onto mineral surfaces: An acid/base interaction. International Journal of Mineral Processing, v. 60, n. 3-4, p. 229-245, 2000.
LOUZADA, J. C. G. Flotação seletiva entre calcita e apatita utilizando-se ácido fosfórico e ácido cítrico como depressores. 2008. p.58 (Mestrado). COPPE, Universidade Federal do Rio de Janeiro, Rio de Janeiro.
NANTHAKUMAR, B.; GRIMM, D.; PAWLIK, M. Anionic flotation of high-iron phosphate ores--Control of process water chemistry and depression of iron minerals by starch and guar gum. International Journal of Mineral Processing, v. 92, n. 1-2, p. 49-57, 2009. ISSN 0301-7516.
NUNES, A. P. L.; PERES, A. E. C. Reagentes Depressores de Carbonatos - Uma Revisão. In: (Ed.): CETEM/MCT, 2010. (Série Tecnologia Mineral).
OLIVEIRA, M. D. S.; PERES, A. E. C. Flotabilidade da apatita e minerais de ganga provenientes de minério sílico-carbonatado com oleato de sódio. Rem: Revista Escola de Minas, v. 63, p. 551-557, 2010. ISSN 0370-4467.
ORGANIZATION, U. N. I. D.; CENTER, I. F. D., Eds. Fertilizer Manual: Springer, p.615, 3rd ed. 1998.
PAL, S.; MAL, D.; SINGH, R. P. Cationic starch: an effective flocculating agent. Carbohydrate Polymers, v. 59, n. 4, p. 417-423, 2005. ISSN 0144-8617.
PEARSE, M. J. An overview of the use of chemical reagents in mineral processing. Minerals Engineering, v. 18, n. 2, p. 139-149, 2005. ISSN 0892-6875.
62
PENA, B. M. Carboxi-metil celulose como depressor alternativo ao amido na flotação de fosfato. 2005. 72 (Mestrado). Engenharia Metalúrgica e de Minas, Universidade Federal de Minas Gerais, Belo Horizonte.
PERES, A. E. C. et al. Non-Sulfide Minerals Plant Practice. In: (Ed.). Flotation - Plant Practice, 2009.
PERES, A. E. C.; CORREA, M. I. Depression of iron oxides with corn starches. Minerals Engineering, v. 9, n. 12, p. 1227-1234, 1996. ISSN 0892-6875.
PINTO, C. L. L.;o ARAUJO, A. C.; PERES, A. E. C. The effect of starch, amylose and amylopectin on the depression of oxi-minerals. Minerals Engineering, v. 5, n. 3-5, p. 469-478, 1992/5// 1992. ISSN 0892-6875.
RODRIGUES, A. F. D. S. Economia Mineral do Brasil. Brasília: Departamento Nacional de Produção Mineral – DNPM, 2009.
SIS, H.; CHANDER, S. Reagents used in the flotation of phosphate ores: a critical review. Minerals Engineering, v. 16, n. 7, p. 577-585, 2003. ISSN 0892-6875.
SOUZA, A. E. D.; FONSECA, D. S. Fosfato. In: (Ed.). Sumário Mineral 2010. Brasília: Departamento Nacional de Produção Mineral, v.30, 2010.
TANAKA, Y.; KATAYAMA, N.; ARAI, S. Reagentes in Phosphate Flotation. In: SOMASUNDARAN, P. e MOUDGIL, B. M. (Ed.). Reagents in Mineral Techonology. New York: Marcel Dekker, v.27, 1988.
WEBMINERAL. Calcite Mineral Data. Disponível em: < http://webmineral.com/data/Calcite.shtml >. Acesso em: 15/06/2011.
ZAFAR, Z. I.; ANWAR, M. M.; PRITCHARD, D. W. Selective leaching of calcareous phosphate rock in formic acid: Optimisation of operating conditions. Minerals Engineering, v. 19, n. 14, p. 1459-1461, 2006.
ZAFAR, Z. I.; ASHRAF, M. Selective leaching kinetics of calcareous phosphate rock in lactic acid. Chemical Engineering Journal, v. 131, n. 1-3, p. 41-48, 2007. ISSN 1385-8947.
ZHOU, Q.; LU, S. Acidzed sodium silicate: an effective modifier in fluorite flotation. Minerals Engineering, v. 5, p. 435-444, 1992.
63
8. APÊNDICES
8.1 Apêndice A: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Bancada
Teste: AD-1R 29 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 12,3 g/t de Calgon
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
50,0 10,0 - 12,3 - - -
48,9 10,0 - - 718,7 30,8 20,5
23,0 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
43,7 24,26 26,10 7,50 65,1 60,9 14,9
56,3 10,10 13,00 33,30 34,9 39,1 85,1
100,0 16,29 18,73 22,03 100,0 100,0 100,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
Calgon
Alimentação
548,4
Tempo
425,6
974,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
AD-1
64
Teste: AD-2 23 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 25,5 g/t de Calgon
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
50,0 10,0 - 25,5 - - -
48,8 10,0 - - 714,3 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
36,9 25,56 26,00 6,78 53,9 51,5 10,5
63,1 12,80 14,30 33,69 46,1 48,5 89,5
100,0 17,51 18,62 23,76 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
618,4
Tempo
361,6
Calgon
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
Teste: AD-3 23 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 38,8 g/t de Calgon
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
50,0 10,0 - 38,8 - - -
48,8 10,0 - - 714,3 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
31,4 23,84 27,00 6,93 44,0 43,0 9,4
68,6 13,90 16,40 30,70 56,0 57,0 90,6
100,0 17,02 19,73 23,23 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
672,3
Tempo
307,7
Calgon
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
65
Teste: AD-4 23 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 51,2 g/t de Calgon
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,9 10,0 - 51,2 - - -
48,8 10,0 - - 717,2 30,7 20,5
23,0 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
27,5 24,20 27,51 6,88 38,4 38,9 8,2
72,5 14,70 16,40 29,30 61,6 61,1 91,8
100,0 17,31 19,45 23,14 100,0 100,0 100,0Alimentação 976,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
707,6
Tempo
268,4
Calgon
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
Teste: AD-5 23 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 102,5 g/t de Silicato de Sódio
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,9 10,0 - 102,5 - - -
48,8 10,0 - - 717,2 30,7 20,5
23,0 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
41,4 25,50 26,50 6,73 61,2 56,5 12,0
58,6 11,40 14,40 34,90 38,8 43,5 88,0
100,0 17,24 19,41 23,24 100,0 100,0 100,0Alimentação 976,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
571,9
Tempo
404,1
Silicato de Sódio
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
66
Teste: AD-6 23 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 205,8 g/t de Silicato de Sódio
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,7 10,0 - 205,8 - - -
48,6 10,0 - - 720,2 30,9 20,6
22,9 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
40,5 24,80 26,40 6,80 60,2 55,9 11,7
59,5 11,15 14,20 34,99 39,8 44,1 88,3
100,0 16,68 19,14 23,58 100,0 100,0 100,0Alimentação 972,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
578,3
Tempo
393,7
Silicato de Sódio
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
Teste: AD-7 23 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 305,5 g/t de Silicato de Sódio
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,6 10,0 - 305,5 - - -
48,5 10,0 - - 712,8 30,5 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
33,0 25,39 27,60 6,35 48,5 46,4 9,1
67,0 13,30 15,70 31,40 51,5 53,6 90,9
100,0 17,29 19,63 23,13 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
657,9
Tempo
324,1
Silicato de Sódio
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
67
Teste: AD-8 23 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 409,8 g/t de Silicato de Sódio
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 409,8 - - -
48,4 10,0 - - 717,2 30,7 20,5
23,0 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
30,3 25,40 25,22 6,47 48,3 35,6 9,4
69,7 11,80 19,80 27,10 51,7 64,4 90,6
100,0 15,92 21,44 20,85 100,0 100,0 100,0Alimentação 976,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
680,3
Tempo
295,7
Silicato de Sódio
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
Teste: AD-21 2 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 102,0g/t de Flotamil 75
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,7 10,0 - 102,0 - - -
48,6 10,0 - - 714,3 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
54,1 24,60 21,40 8,28 79,0 65,0 19,1
45,9 7,73 13,60 41,42 21,0 35,0 80,9
100,0 16,86 17,82 23,49 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
449,8
Tempo
530,2
Flotamil 75
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-9
68
Teste: AD-18 2 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 203,3 g/t de Flotamil 75
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 203,3 - - -
48,4 10,0 - - 711,4 30,5 20,3
22,4 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
51,2 24,64 23,24 7,75 75,5 64,5 16,8
48,8 8,37 13,42 40,40 24,5 35,5 83,2
100,0 16,70 18,45 23,68 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
480,2
Tempo
503,8
Flotamil 75
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-10
Teste: -19 2 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 406,5 g/t de Flotamil 75
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,0 10,0 - 406,5 - - -
47,9 10,0 - - 711,4 30,5 20,3
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
48,8 26,80 18,30 8,14 78,9 54,2 17,2
51,2 6,83 14,72 37,46 21,1 45,8 82,8
100,0 16,57 16,47 23,15 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
503,8
Tempo
480,2
Flotamil 75
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-11
69
Teste: -20 2 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 609,8 g/t de Flotamil 75
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
48,5 10,0 - 609,8 - - -
47,5 10,0 - - 711,4 30,5 20,3
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
35,2 29,90 13,00 7,42 60,7 26,4 11,6
64,8 10,50 19,72 30,80 39,3 73,6 88,4
100,0 17,33 17,36 22,57 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
637,6
Tempo
346,4
Flotamil 75
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-12
Teste: D-11 27 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 101,0 g/t de Fécula de Mandioca
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,7 10,0 - 101,0 - - -
48,6 10,0 - - 707,1 30,3 20,2
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
52,9 24,61 20,62 7,89 77,9 64,6 17,7
47,1 7,86 12,70 41,15 22,1 35,4 82,3
100,0 16,72 16,89 23,56 100,0 100,0 100,0Alimentação 990,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
466,3
Tempo
523,7
Fécula de Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
A
AD-13
70
Teste: D-9 25 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 201,6 g/t de Fécula de Mandioca
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 201,6 - - -
48,4 10,0 - - 705,6 30,2 20,2
23,3 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
51,0 26,90 18,30 7,94 80,7 52,0 17,6
49,0 6,71 17,60 38,80 19,3 48,0 82,4
100,0 17,01 17,96 23,06 100,0 100,0 100,0Alimentação 992,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
486,1
Tempo
505,9
Fécula de Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
A
A D-14
Teste: D-12 27 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 303,0 g/t de Fécula de Mandioca
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,3 10,0 - 303,0 - - -
48,2 10,0 - - 707,1 30,3 20,2
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
42,0 28,25 13,50 7,47 71,4 30,7 13,7
58,0 8,21 22,10 34,00 28,6 69,3 86,3
100,0 16,63 18,49 22,86 100,0 100,0 100,0Alimentação 990,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
574,2
Tempo
415,8
Fécula de Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
A
AD-15
71
Teste: D-10 27 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 401,6 g/t de Fécula de Mandioca
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,0 10,0 - 401,6 - - -
48,0 10,0 - - 702,8 30,1 20,1
23,3 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
38,4 30,80 10,80 7,78 68,0 21,1 13,2
61,6 9,04 25,11 32,01 32,0 78,9 86,8
100,0 17,39 19,62 22,70 100,0 100,0 100,0Alimentação 996,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
613,5
Tempo
382,5
Fécula de Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
A
AD-16
Teste: AD-31 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 50,9g/t de Amido Catiônico (FilmPlus 9002 ACC)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,9 10,0 - 50,9 - - -
48,8 10,0 - - 712,6 30,5 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
53,0 24,04 25,84 8,10 78,5 68,2 18,1
47,0 7,43 13,56 41,38 21,5 31,8 81,9
100,0 16,23 20,07 23,74 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,3
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
461,7
Tempo
520,6
Amido Catiônico
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-17
72
Teste: AD-30 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 102,0g/t de Amido Catiônico (FilmPlus 9002 ACC)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,7 10,0 - 102,0 - - -
48,6 10,0 - - 714,1 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
54,6 24,04 25,84 8,12 83,2 69,7 18,5
45,4 5,82 13,50 42,90 16,8 30,3 81,5
100,0 15,77 20,24 23,91 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,3
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
445,1
Tempo
535,2
Amido Catiônico
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-18
Teste: -32 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 152,4g/t de Amido Catiônico
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,6 10,0 - 152,4 - - -
48,5 10,0 - - 711,1 30,5 20,3
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
52,3 24,05 26,03 7,75 81,9 68,5 17,4
47,7 5,81 13,10 40,30 18,1 31,5 82,6
100,0 15,35 19,86 23,27 100,0 100,0 100,0Alimentação 984,4
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
469,6
Tempo
514,8
Amido Catiônico
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-19
73
Teste: 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 203,3g/t de Amido Catiônico (FilmPlus 9002 ACC)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 203,3 - - -
48,4 10,0 - - 711,7 30,5 20,3
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
53,2 23,45 26,00 7,64 81,5 71,1 16,6
46,8 6,04 12,00 43,55 18,5 28,9 83,4
100,0 15,30 19,45 24,45 100,0 100,0 100,0Alimentação 983,6
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
460,3
Tempo
523,3
Amido Catiônico
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-29
AD-20
Teste: AD-45 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 408,2g/t de Amido Catiônico (FilmPlus 9002 ACC)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,0 10,0 - 408,2 - - -
47,9 10,0 - - 714,3 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
51,0 23,71 27,38 7,71 75,2 64,0 16,6
49,0 8,13 16,00 40,30 24,8 36,0 83,4
100,0 16,08 21,80 23,68 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
480,2
Tempo
499,8
980,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
FilmPlus 9002 ACC
AD-21
74
Teste: AD-46 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 607,3g/t de Amido Catiônico (FilmPlus 9002 ACC)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
48,5 10,0 - 607,3 - - -
47,5 10,0 - - 708,5 30,4 20,2
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
45,5 24,33 27,60 7,27 69,0 57,5 14,0
54,5 9,11 17,00 37,43 31,0 42,5 86,0
100,0 16,04 21,82 23,71 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
538,5
Tempo
449,5
988,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
FilmPlus 9002 ACC
AD-22
Teste: AD-37 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 201,9g/t de EP2031
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 201,9 - - -
48,4 10,0 - - 706,7 30,3 20,2
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
53,1 23,97 27,42 7,86 80,6 67,9 18,8
46,9 6,53 14,70 38,39 19,4 32,1 81,2
100,0 15,79 21,45 22,18 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
464,5
Tempo
526,0
990,5
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
Amido Catiônico EP2031
AD-23
75
Teste: D-38 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 401,6g/t de EP2031
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,0 10,0 - 401,6 - - -
48,0 10,0 - - 702,8 30,1 20,1
23,3 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
51,6 23,80 27,20 7,93 80,1 65,5 16,6
48,4 6,31 15,27 42,62 19,9 34,5 83,4
100,0 15,34 21,43 24,72 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
482,1
Tempo
513,9
996,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
Amido Catiônico EP2031
A
AD-24
Teste: D-40 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 507,1g/t de EP2031
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
48,8 10,0 - 507,1 - - -
47,7 10,0 - - 709,9 30,4 20,3
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
48,7 24,54 27,06 7,64 74,1 61,0 15,5
51,3 8,13 16,42 39,51 25,9 39,0 84,5
100,0 16,12 21,60 23,99 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
505,8
Tempo
480,2
986,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
Amido Catiônico EP2031
A
AD-25
76
Teste: D-39 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 602,4g/t de EP2031
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
48,5 10,0 - 602,4 - - -
47,5 10,0 - - 702,8 30,1 20,1
23,3 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
42,0 24,67 26,60 7,10 64,3 51,8 12,7
58,0 9,90 17,92 35,41 35,7 48,2 87,3
100,0 16,10 21,56 23,52 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
577,7
Tempo
418,3
996,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
Amido Catiônico EP2031
A
AD-26
Teste: -14R 29 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 103,5g/t de Dextrina
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,9 10,0 - 103,5 - - -
48,7 10,0 - - 724,6 31,1 20,7
22,8 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
43,7 24,20 23,00 7,20 64,8 60,7 13,2
56,3 10,20 11,55 36,90 35,2 39,3 86,8
100,0 16,32 16,55 23,92 100,0 100,0 100,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
Dextrina
Alimentação
543,9
Tempo
422,1
966,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
AD
AD-27
77
Teste: AD-13 27 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 201,6 g/t de Dextrina
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,7 10,0 - 201,6 - - -
48,7 10,0 - - 705,6 30,2 20,2
23,3 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
39,1 23,20 23,48 5,80 55,6 54,3 9,7
60,9 11,90 12,70 34,50 44,4 45,7 90,3
100,0 16,32 16,92 23,28 100,0 100,0 100,0Alimentação 992,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
604,1
Tempo
387,9
Dextrina
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-28
Teste: AD-15 27 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 301,8 g/t de Dextrina
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,6 10,0 - 301,8 - - -
48,5 10,0 - - 704,2 30,2 20,1
23,3 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
31,0 25,07 22,80 6,22 46,1 42,3 8,2
69,0 13,17 13,96 31,13 53,9 57,7 91,8
100,0 16,86 16,70 23,41 100,0 100,0 100,0Alimentação 994,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
685,9
Tempo
308,1
Dextrina
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-29
78
Teste: AD-16 27 Fevereiro 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 398,4 g/t de Dextrina
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 398,4 - - -
48,4 10,0 - - 697,2 29,9 19,9
23,5 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
27,3 25,40 23,80 6,45 44,0 34,0 7,5
72,7 12,16 17,35 30,00 56,0 66,0 92,5
100,0 15,77 19,11 23,57 100,0 100,0 100,0Alimentação 1.004,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
729,9
Tempo
274,1
Dextrina
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-30
Teste: AD-41 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 203,3g/t de Carboximetilcelulose
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 203,3 - - -
48,4 10,0 - - 711,4 30,5 20,3
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
54,7 23,28 28,00 8,52 83,3 69,0 19,0
45,3 5,65 15,20 43,88 16,7 31,0 81,0
100,0 15,29 22,20 24,54 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
445,8
Tempo
538,2
984,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
CMC
AD-31
79
Teste: D-44 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 294,7g/t de Carboximetilcelulose
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,3 10,0 - 294,7 - - -
48,2 10,0 - - 687,6 29,5 19,6
23,7 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
53,4 23,42 27,00 8,27 82,0 66,2 17,9
46,6 5,91 15,81 43,34 18,0 33,8 82,1
100,0 15,26 21,79 24,61 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
474,4
Tempo
543,6
1.018,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
CMC
A
AD-32
Teste: D-42 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 405,7 g/t de CMC
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,0 10,0 - 405,7 - - -
47,9 10,0 - - 709,9 30,4 20,3
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
50,1 23,70 27,32 8,24 74,3 62,6 17,4
49,9 8,24 16,40 39,41 25,7 37,4 82,6
100,0 15,99 21,87 23,79 100,0 100,0 100,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Tempo CMC
Rejeito
Concentrado
Alimentação
492,0
494,0
986,0
Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%)
A
AD-33
80
Teste: D-43 14 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com adição de 505,1g/t de Carboximetilcelulose
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
48,8 10,0 - 505,1 - - -
47,7 10,0 - - 707,1 30,3 20,2
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
47,9 23,63 26,60 8,42 72,1 58,0 17,0
52,1 8,42 17,70 37,71 27,9 42,0 83,0
100,0 15,70 21,96 23,68 100,0 100,0 100,0
-
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
Alimentação
515,8
Tempo
474,2
990,0
Condicionamento II
Etapa
5,0
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Rejeito
Concentrado
3,0
Condicionamento I
CMC
A
AD-34
Teste: -22 28 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação com tempo de condicionamento do depressor de 5 minutos
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 204,5 - - -
48,4 10,0 - - 715,7 30,7 20,4
23,0 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
53,6 25,20 19,90 8,81 82,1 57,2 20,4
46,4 6,35 17,20 39,80 17,9 42,8 79,6
100,0 16,45 18,65 23,19 100,0 100,0 100,0Alimentação 978,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
453,8
Tempo
524,2
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-35
81
Teste: -23 28 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação com tempo de condicionamento do depressor de 10 minutos
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 204,1 - - -
48,4 10,0 - - 714,3 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
56,7 23,90 20,70 9,50 84,5 62,3 23,1
43,3 5,76 16,40 41,39 15,5 37,7 76,9
100,0 16,05 18,84 23,31 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
10,0
3,0
Condicionamento I
424,3
Tempo
555,7
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-36
Teste: AD-24 28 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação com tempo de condicionamento do depressor de 15 minutos
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 203,7 - - -
48,4 10,0 - - 712,8 30,5 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
56,8 24,00 22,87 8,80 84,0 67,8 21,2
43,2 6,00 14,30 43,00 16,0 32,2 78,8
100,0 16,23 19,17 23,57 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
15,0
3,0
Condicionamento I
424,2
Tempo
557,8
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-37
82
Teste: AD-25 28 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação em pH 9
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 9,0 - 201,6 - - -
48,4 9,0 - - 705,6 30,2 20,2
23,3 9,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
48,4 25,50 18,67 8,20 77,4 53,0 16,7
51,6 6,98 15,50 38,43 22,6 47,0 83,3
100,0 15,94 17,03 23,80 100,0 100,0 100,0Alimentação 992,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
511,9
Tempo
480,1
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-38
Teste: -26 28 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação em pH 11
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 11,0 - 205,8 - - -
48,4 11,0 - - 720,2 30,9 20,6
22,9 11,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
37,7 27,00 16,00 9,71 62,6 34,0 15,9
62,3 9,77 18,80 31,01 37,4 66,0 84,1
100,0 16,26 17,74 22,98 100,0 100,0 100,0Alimentação 972,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
605,6
Tempo
366,4
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-39
83
Teste: -27 28 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação em Temperatura de 35°C
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 204,5 - - -
48,4 10,0 - - 715,7 30,7 20,4
23,0 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
57,9 24,15 21,50 8,70 85,4 72,4 21,4
42,1 5,66 11,30 43,83 14,6 27,6 78,6
100,0 16,36 17,20 23,49 100,0 100,0 100,0Alimentação 978,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
411,7
Tempo
566,3
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-40
Teste: -28 28 Março 2011
Objetivo: Realizar a flotação em Temperatura de 50°C
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 204,1 - - -
48,4 10,0 - - 714,3 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
59,2 22,80 32,70 8,50 85,9 79,0 21,5
40,8 5,45 12,62 45,00 14,1 21,0 78,5
100,0 15,72 24,51 23,39 100,0 100,0 100,0Alimentação 980,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
399,8
Tempo
580,2
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD
AD-41
84
Teste: 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com ar aspirado (padrão)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 203,5 - - -
48,4 10,0 - - 712,4 30,5 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
50,9 25,62 21,14 8,66 82,4 54,4 18,6
49,1 5,66 18,35 39,23 17,6 45,6 81,4
100,0 15,82 19,77 23,67 100,0 100,0 100,0Alimentação 982,6
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
482,5
Tempo
500,1
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-33
AD-42
Teste: AD-35 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com vazão de ar de 3,0NL/min)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 207,6 - - -
48,4 10,0 - - 726,7 31,1 20,8
22,8 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
49,6 25,94 20,82 8,40 77,2 53,0 18,0
50,4 7,52 18,17 37,70 22,8 47,0 82,0
100,0 16,66 19,48 23,16 100,0 100,0 100,0Alimentação 963,2
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
485,5
Tempo
477,7
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-43
85
Teste: D-34 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com vazão de ar de 4,0 NL/min
% de Fécula de Liacid Flotanol EumulginSólidos Mandioca 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 202,1 - - -
48,4 10,0 - - 707,3 30,3 20,2
23,2 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
49,7 25,26 20,92 8,73 77,8 45,8 18,9
50,3 7,13 24,50 37,10 22,2 54,2 81,1
100,0 16,14 22,72 23,00 100,0 100,0 100,0
ProdutoPeso
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
5,0Flotação
-
Rejeito
Concentrado
Alimentação
497,8
491,9
989,7
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Tempo
A
AD-44
Teste: 4 abril 2011
Objetivo: Realizar a flotação com vazão de ar de 5,0NL/min)
% de Liacid Flotanol EumulginSólidos 1218 D25 MC-711
49,5 10,0 - 204,3 - - -
48,4 10,0 - - 715,0 30,6 20,4
23,1 10,0 - - - - -
(%) P2O5 CaCO3 SiO2 P2O5 CaCO3 SiO2
50,4 25,34 21,16 8,58 81,2 54,2 18,2
49,6 5,97 18,20 39,20 18,8 45,8 81,8
100,0 15,73 19,69 23,77 100,0 100,0 100,0Alimentação 979,0
Rejeito
Concentrado
Dissertação Mestrado
Condições
(min)pH
Reagentes (g/t)
Condicionamento II
Etapa
5,0
3,0
Condicionamento I
485,6
Tempo
493,4
Fécula Mandioca
(g)
Teor (%) Recuperação (%)
R E S U L T A D O S
5,0Flotação
-
ProdutoPeso
AD-36
AD-45
86
8.2 Apêndice B: Condições e Resultados dos Testes de Flotação em Escala Piloto
TESTE: ADP-1 4 Agosto 2011
OBJETIVO: Realizar a flotação rougher com 249,2 g/t de Fécula de Mandioca
C O N D I Ç Õ E S O P E R A C I O N A I S
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Hidróxido de Sódio (g/t)
** Fécula de Mandioca (g/t)
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Óleo de Coco (g/t)
** pH da polpa
* Água de diluição (L/h)
** Ar
** Água de lavagem
** Polpa
* Percentagem de sólidos na alimentação
* Altura da camada de espuma (cm)
* Tempo de residência da polpa (min)
* Capacidade de transporte (g/cm2.min)
* Hold up do ar (%)
* Bias
Sólidos Polpa P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
Concentrado 16,47 63,15 25,33 20,26 10,51 57,0 84,5 53,4 27,7
Rejeito 12,42 85,12 6,16 23,47 36,42 43,0 15,5 46,6 72,3
Alimentação 28,89 102,43 17,09 21,64 21,65 100,0 100,0 100,0 100,0
141,2
V A R I Á V E L
0,9
E T A P A
CONDICIONAMENTO
* Condicionador 2
* Condicionador 1
FLOTAÇÃO
* Veloc. Superficial
16,5
52,7
3,39
27,6
28,2
80,0
15,9
1,64
0,16
0,26(cm/s)
726,9
10,25
45,0
D I S S E R T A Ç Ã O M E S T R A D O
P R O D U T O
R E S U L T A D O S
V A Z Ã O (kg/h) T E O R (%) D I S T R I B U I Ç Ã O (%)
52,7
249,2
V A L O R
26,5
87
TESTE: ADP-2 4 Agosto 2011
OBJETIVO: Realizar a flotação rougher com 415,4 g/t de Fécula de Mandioca
C O N D I Ç Õ E S O P E R A C I O N A I S
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Hidróxido de Sódio (g/t)
** Fécula de Mandioca (g/t)
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Óleo de Coco (g/t)
** pH da polpa
* Água de diluição (L/h)
** Ar
** Água de lavagem
** Polpa
* Percentagem de sólidos na alimentação
* Altura da camada de espuma (cm)
* Tempo de residência da polpa (min)
* Capacidade de transporte (g/cm2.min)
* Hold up do ar (%)
* Bias
Sólidos Polpa P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
Concentrado 14,10 77,15 29,21 11,44 9,39 48,8 82,9 28,7 20,3
Rejeito 14,79 79,45 5,73 27,10 35,12 51,2 17,1 71,3 79,7
Alimentação 28,89 102,57 17,19 19,46 22,56 100,0 100,0 100,0 100,0
88,3
V A R I Á V E L
0,8
E T A P A
CONDICIONAMENTO
* Condicionador 2
* Condicionador 1
FLOTAÇÃO
* Veloc. Superficial
16,5
52,7
2,90
21,3
28,2
80,0
19,1
1,64
0,19
0,24(cm/s)
706,1
10,35
45,0
D I S S E R T A Ç Ã O M E S T R A D O
P R O D U T O
R E S U L T A D O S
V A Z Ã O (kg/h) T E O R (%) D I S T R I B U I Ç Ã O (%)
52,7
415,4
V A L O R
26,5
88
TESTE: ADP-3 4 Agosto 2011
OBJETIVO: Realizar a flotação rougher com 321,9 g/t de Fécula e 456,9 g/t de óleo de coco
C O N D I Ç Õ E S O P E R A C I O N A I S
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Hidróxido de Sódio (g/t)
** Fécula de Mandioca (g/t)
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Óleo de Coco (g/t)
** pH da polpa
* Água de diluição (L/h)
** Ar
** Água de lavagem
** Polpa
* Percentagem de sólidos na alimentação
* Altura da camada de espuma (cm)
* Tempo de residência da polpa (min)
* Capacidade de transporte (g/cm2.min)
* Hold up do ar (%)
* Bias
Sólidos Polpa P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
Concentrado 14,56 52,32 28,86 12,90 8,99 50,4 84,5 33,6 20,1
Rejeito 14,33 97,47 5,40 25,87 36,29 49,6 15,5 66,4 79,9
Alimentação 28,89 102,00 17,22 19,33 22,53 100,0 100,0 100,0 100,0
98,7
V A R I Á V E L
1,1
E T A P A
CONDICIONAMENTO
* Condicionador 2
* Condicionador 1
FLOTAÇÃO
* Veloc. Superficial
16,7
52,7
2,99
23,1
28,3
80,0
14,8
1,64
0,16
0,30(cm/s)
456,9
10,1
45,0
D I S S E R T A Ç Ã O M E S T R A D O
P R O D U T O
R E S U L T A D O S
V A Z Ã O (kg/h) T E O R (%) D I S T R I B U I Ç Ã O (%)
52,7
321,9
V A L O R
26,5
89
TESTE: ADP-4 4 Agosto 2011
OBJETIVO: Idêntico ao Teste ADP-4, porém com VSAr = 1,85 cm/s
C O N D I Ç Õ E S O P E R A C I O N A I S
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Hidróxido de Sódio (g/t)
** Fécula de Mandioca (g/t)
** Tempo de residência (min)
** Percentagem de sólidos
** Óleo de Coco (g/t)
** pH da polpa
* Água de diluição (L/h)
** Ar
** Água de lavagem
** Polpa
* Percentagem de sólidos na alimentação
* Altura da camada de espuma (cm)
* Tempo de residência da polpa (min)
* Capacidade de transporte (g/cm2.min)
* Hold up do ar (%)
* Bias
Sólidos Polpa P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
Concentrado 13,52 58,82 30,43 11,45 9,58 46,8 82,2 27,6 19,7
Rejeito 15,37 95,11 5,82 26,42 34,36 53,2 17,8 72,4 80,3
Alimentação 28,89 107,12 17,33 19,41 22,76 100,0 100,0 100,0 100,0
93,5
V A R I Á V E L
1,0
E T A P A
CONDICIONAMENTO
* Condicionador 2
* Condicionador 1
FLOTAÇÃO
* Veloc. Superficial
16,7
52,7
2,78
23,9
27,0
80,0
15,2
1,85
0,16
0,29(cm/s)
535,8
10,2
50,0
D I S S E R T A Ç Ã O M E S T R A D O
P R O D U T O
R E S U L T A D O S
V A Z Ã O (kg/h) T E O R (%) D I S T R I B U I Ç Ã O (%)
52,7
334,4
V A L O R
26,5
90
TESTE: ADP-5 4 Agosto 2011
OBJETIVO: Realizar a flotação rougher/cleaner em circuito aberto
C O N D I Ç Õ E S O P E R A C I O N A I S
ROUGHER CLEANER
** Tempo de residência (min) 26,1 -
** Percentagem de sólidos 52,7 -
** Hidróxido de Sódio (g/t) 92,3 62,6
** Fécula de Mandioca (g/t) 330,3 -
** Tempo de residência (min) 17,5 -
** Percentagem de sólidos 52,7 -
** Liacid 1218 (g/t) 529,2 -
** pH da polpa 10,1 10,0
* Água de diluição (L/h) 50,0 0,0
** Ar 1,85 1,59
** Água de lavagem 0,17 0,27
** Polpa 0,29 0,46
* Percentagem de sólidos na alimentação 27,7 23,0
* Altura da camada de espuma (cm) 80,0 75,0
* Tempo de residência da polpa (min) 15,5 15,2
* Capacidade de transporte (g/cm2.min) 2,85 9,90
* Hold up do ar (%) 22,1 16,3
* Bias 1,0 0,7
Sólidos Polpa P2O5 CaCO3 SiO2 Massa P2O5 CaCO3 SiO2
Conc. Cleaner 12,13 45,05 33,49 8,54 7,63 41,5 80,7 19,0 13,7
Rej. Cleaner 1,73 35,27 9,88 29,60 24,67 5,9 3,4 9,4 6,3
Conc. Rougher 13,86 60,32 30,54 11,17 9,76 47,4 84,1 28,5 20,0
Rej. Rougher 15,39 95,21 5,20 25,28 35,09 52,6 15,9 71,5 80,0
Alimentação 29,25 55,52 17,21 18,59 23,08 100,0 100,0 100,0 100,0
COLUNA
R E S U L T A D O S
P R O D U T OV A Z Ã O (kg/h) T E O R (%) D I S T R I B U I Ç Ã O (%)
* Veloc. Superficial
(cm/s)
FLOTAÇÃO
EM
D I S S E R T A Ç Ã O M E S T R A D O
E T A P A V A R I Á V E L
CONDICIONAMENTO
* Condicionador 1
* Condicionador 2