WO2019068160A1 - Processo de concentração de lamas de minério de ferro - Google Patents

Processo de concentração de lamas de minério de ferro Download PDF

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Definitions

  • the present invention is directed primarily to the mining industry and comprises a process of concentration of the iron minerals contained in iron ore slags by means of reverse cationic flotation with the addition of amide-amine type collectors , or optionally, combinations thereof with traditional cationic organic chain branched chain (amine) type collectors, without addition of depressant reagent; said process including, alternatively, a step of high field magnetic concentration for the production of a product with high iron content, low contaminant content and high specific surface area.
  • the main process of concentration of iron ore used by the mining industry is flotation.
  • the use of the flotation process requires previous steps in the removal of the ultrafine ore fraction, which impairs the efficiency of the concentration process.
  • the ultrafine ore is separated using the process of delamination, followed by the thickening process.
  • the resulting dense mud is directed to conventional tailings dams, which generates a series of impacts.
  • a cationic collector is added to the pulp, which consists of a petroleum-derived organic branched chain ether-amine class reagent whose purpose is to make the surface of the quartz particles hydrophobic so that they can be drawn to the surface by bubbles which are introduced into the process.
  • This type of cation collector usually requires a short conditioning time, approximately 1 minute, to act on the minerals to be floated.
  • a depressant reagent usually a polysaccharide, such as starch. It acts by altering the surface of the iron oxide particles, inhibiting the action of the collector on them and directing the iron minerals to the sunken.
  • kaolinite a constituent of the gangue in the finer fractions of the iron ore, is the main inhibitor of the traditional reverse flotation process, due to its morphological characteristics and surface loads.
  • the manganese ore undergoes a delamination step prior to flotation, which means that the ultrafine fraction ( ⁇ 10 ⁇ ) is withdrawn from the process.
  • the results showed that the process did not have the desired efficiency, since the manganese content in the concentrate was only 34%.
  • the gypsum is concentrated in two steps: first, gypsum and kaolinite are separated from the quartz by direct flotation at pH 2; then the kaolinite is separated by reverse cationic flotation with a quaternary ammonium salt used as a collector at pH 6.
  • the concentration of iron ore sludge by column flotation using etheramine and corn starch was studied by Rocha (ROCHA, L. Study of economic recovery of the sludge from iron mining by reverse cationic concentration. Where it was described the obtainment of concentrate with 67% Fe and SiO 2 less than 1% and an overall bulk recovery of around 20%, with previous employment of microdisplacement to remove the particles smaller than 5 ⁇ present in the sludge.
  • the subject matter of the present patent application forms part of this process and provides a solution to reduce the volume of material discarded during the processing of iron ore by recovering the iron ores contained therein.
  • Another object of the present invention is to increase the utilization of sludge from the processing of iron ore by means of a process of concentration of the iron minerals present in the tailings.
  • the present invention discloses a process of concentration of the iron minerals from sludge, without previous removal of ultrafine particles ( ⁇ 5 ⁇ ) from the beneficiation of the iron ore. While traditional processes are conducted after removal of the ultrafine particles ( ⁇ 5 ⁇ ) at high pH of the order of 10.5, the present process is characterized by containing a reverse flotation step with pH between 8.5 and 10.5 with addition of the amide-amine type collector, or a mixture thereof with traditional cationic (amine) collectors. Unlike the traditional processes, the proposed process is carried out in the absence of any depressant agent and has the purpose of solving the problem of separating iron ore from kaolinite and quartz, obtaining a high recovery of iron and, consequently, a better utilization of the tailings . In addition, the flotation process of this invention may be associated with a wet magnetic concentration process having a field strength of 13,000 to 18,000 Gauss and a gap matrix of 1.1 to 1.5mm.
  • Figure 1 shows a flow chart comparing the state of the art and the slurry concentration route of the present invention
  • Figure 2 shows the typical granulometric distribution of iron ore sludge
  • Figure 3 shows a flow chart detailing the steps of the iron ore sludge concentration process of the present invention
  • Figure 4 illustrates the typical mineralogical composition of iron ore sludge
  • Figure 5 shows the iron (Fe) content in the concentrates obtained in the continuous pilot flotation tests on column + magnetic concentration
  • Figure 6 illustrates the content of silica (SI0 2) in concentrates obtained in the continuous pilot flotation tests on column + magnetic concentration
  • Figure 7 illustrates the content of alumina (Al 2 0 3) in concentrates obtained in the continuous pilot flotation tests on column + magnetic concentration.
  • the main approach of the present invention relates to a process for the concentration of iron ore from sludge from the processing of iron ore comprising the steps of:
  • the delamination of this ore is carried out by means of hydrocyclones.
  • the overflow of the delamination which is composed of the ultrafine ore fractions, is conducted to a subsequent process known as thickening.
  • the process water is recovered at the same time as a thickened slurry is formed, the underfog of the thickener, containing 30% solids.
  • the destination of this densified sludge is the tailings dams, as represented by Figure 1A.
  • the present invention utilizes said slurry as a starting material, carries out a concentration process as shown in Figure 1B, and obtains a concentrate containing more than 60% iron content.
  • the iron ore sludges of the present invention are preferably derived from iron ore concentration operations in the Iron Quadrangle region of the state of Minas Gerais and are basically composed of gangue minerals, mainly quartz and kaolinite , and iron minerals.
  • the iron content in the sludge ranges from 40% to 50%.
  • the slurries used in the process of the invention are approximately 30% solids and are composed of ultrafine ore particles.
  • the typical granulometric distribution of the iron ore sludge can be visualized by means of Figure 2.
  • the sludge has about 50% particles below 10 ⁇ and 20% below 3 ⁇ , in addition to maximum particle size (to size) near 45 ⁇ .
  • the first step of the process of the present invention consists in adjusting the pH of the slurry by adding a base, preferably sodium hydroxide (NaOH), until a pH between 8.5 and 10.5, preferred pH range of the present invention.
  • a base preferably sodium hydroxide (NaOH)
  • the second step of the process consists in the addition of collectors and in the conditioning thereof.
  • the manifolds used in the present invention are of the type amide-amine, formulated from fatty acids of plant origin, and are selective for the extraction of quartz and kaolinite.
  • the present invention utilizes a commercially-named Flotinor-5530 ® collector, produced by the company Clariant ® , which can be used alone, or in combination with traditional cationic organic branched chain cation collectors, in different proportions.
  • the collectors are preferably added in an amount ranging from 50 to 1000 g / t (grams of collector per ton of sludge). This value varies according to the surface area of the mud and percentage of contaminants (quartz and kaolinite).
  • the conditioning of the collectors in stirred tank whose time varies between 10 and 30 minutes, preferably 20 minutes, is carried out in order to promote and guarantee the adsorption of the collectors to the particles of quartz and kaolinite.
  • the need for longer conditioning time compared to the conventional process, which takes about 1 minute, is explained by the high surface area of the iron ore sludge, which requires more time for interaction between the mineral particles and the collecting reagents.
  • the process of the present invention occurs without the addition of any type of depressant. It is observed that the depressors act in the depression of the iron and also of the kaolinite. Therefore, the addition of depressant reagents would be detrimental since it reduces the selectivity of the process for the removal of this gangue ore (kaolinite) from iron ore sludge.
  • the third step of the process of the present invention is to add water to the process at the outlet of the stirred tank to ensure that the pulp has approximately 20% solids, a condition suitable for the next step (reverse flotation).
  • the fourth step of the process of the present invention is reverse column flotation, a method known in the art.
  • air, or any other suitable gas is introduced into the system in the form of bubbles, dragging the particles of quartz and kaolinite to the surface.
  • the reverse flotation step preferably occurs in an open circuit, which can be performed in one stage or in more than one stage, with one stage cleoner.
  • the cleoner stage is a flotation step which uses a relatively poor concentrate from a previous flotation step and produces a higher concentrate and tailings.
  • the residence time of the pulp in the flotation column is approximately 20 min. In the present invention, longer time (20 to 60 min, preferably 40 min) is used because of the granulometric characteristics of the sludge: the finer the particles, the longer the time required for sedimentation. In addition, the longer residence time is necessary in order to achieve the appropriate transhipment speed to reduce the hydrodynamic drag of the iron particles together with the gangue.
  • the transhipment rate comprises the ratio of the rate of float material exiting the top of the column (ton / h), by the cross-sectional area of the column (m 2 ).
  • the transhipment rate in conventional flotation is about 5 ton / h / m 2 . In the present invention, the transhipment rate is at most 2 t / h / m 2 .
  • washing water added at the top of the column, promotes the washing of the foam and the targeting of the iron minerals to the sink, thereby increasing the separation efficiency. Therefore, washing water is necessary to reduce the hydrodynamic drag of the iron and direct it to the sunken.
  • the washing water also promotes the dilution of the pulp.
  • the pulp should contain about 15 to 20% solids, preferably 15%. In the conventional flotation process, the solids percentage is about 40 to 50%.
  • the granulometric characteristics of the sludge require a greater dilution in the flotation medium, for greater efficiency of contact of the gangue particles with the air bubbles and less entrapment and drag of the iron particles in the foam (hydrodynamic drag). Therefore, the amount of water used should be such as to promote the dilution of the pulp to the range of 15 to 20% solids.
  • the present invention allows to recover more than 90% of the iron present in the sludge and to obtain concentrates with iron contents above 60% and low levels of impurities, enabling a possible commercialization of this new product that was previously discarded as waste.
  • the process of the subject invention takes place at a pH range different from that conventionally used, it proposes the use of collectors other than those traditionally used up to that time, with conditioning time much longer than the time adopted in conventional flotation technology and even longer flotation time, higher pulp dilution during flotation, and absence of any depressant reagent.
  • the obtained concentrate is sent to a high field magnetic concentration step, for the removal of contaminants, mainly quartz and kaolinite which have not been removed in the flotation step.
  • a magnetic field of 13,000 to 18,000 Gauss is applied, matrix with gap (gap) of 1.1 to 5mm, percentage of solids in the feed can vary from 15% to 35%, and washing water 3 to 5 times the feed rate.
  • Magnetic concentration equipment can be used with matrices arranged horizontally or vertically, the latter being combined with pulsation of the pulp in the basin.
  • chemical reagents can be used in the magnetic concentration step, aiming at greater selectivity in the separation between the iron minerals and the ganga minerals, mainly quartz and kaolinite.
  • the chemical reagents are dispersants, selected from the group consisting of sodium hexametaphosphate and sodium silicate, and also the reagent termed colloidal magnetite. Colloidal magnetite increases the magnetic susceptibility of iron minerals, while the dispersants promote the greater dispersion between the iron minerals and the ganga minerals, promoting a greater separation between them.
  • Said chemical reagents are pre-added to the magnetic concentration step in the shaker tank with conditioning time of 2 to 5 minutes.
  • the dosages of the reagents applied during the magnetic concentration step are 200 to 400 g / t for the dispersants and 300 to 700 g / t for the colloidal magnetite.
  • the combination of flotation steps and magnetic concentration promotes the removal of quartz greater than 95% and kaolinite greater than 85%, making it possible to obtain of final concentrate with an iron content higher than 66% and SiO 2 + Al 2 0 3 less than 4.0%, in addition to an overall bulk recovery of more than 45% and metal recovery of more than 70%.
  • Table 1 shows the chemical composition of the slurry samples containing about 45% Fe content, 28% SiO 2 and 3% Al 2 O 3 . It is important to remember that kaolinite is the main mineral bearing Al 2 0 3 .
  • the sludge samples had about 50% of particles below 10 ⁇ and a maximum size of particles (top size) near 45 ⁇ , as shown in the graph of Figure 2.
  • the samples had about 63% of iron minerals (mainly hematite and goethite), 25% of quartz and 8% of kaolinite, as shown by the graph of Figure 4.
  • Type of collector traditional (ether-amine) or Flotinor-5530 ® (amide-amine) Amount of collector: 50 to 500 g / t
  • depressant reagent starch
  • results showed a reduction of the metallurgical recovery to about 64%, because it diminishes the selectivity of the process.
  • Magnetic concentration tests were performed with the pilot scale flotation stage concentrate, with a feed rate ranging from 80 kg / h to 200 kg / h.
  • the equipment with horizontally disposed matrix without pulsation of the pulp and equipment with vertically disposed matrix with pulsation of the pulp in the basin were tested, both with a percentage of solids ranging from 15 to 35%, magnetic field of 13,000 to 18,000 Gauss and matrix with gap, of 1.1 to 5mm.
  • the tests were performed with and without addition of chemical reagents. The results obtained are shown in Table 4 below.

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Abstract

A presente invenção se refere a um processo de concentração dos minerais de ferro a partir de lamas provenientes do beneficiamento do minério de ferro, por meio de flotação reversa com pH entre 8,5 e 10,5 com adição de coletor do tipo amida-amina, ou ainda uma mistura do mesmo com coletores catiônicos tradicionais (aminas), na ausência de qualquer agente depressor, incluindo alternativamente uma etapa de concentração magnética de alto campo, o que possibilita a obtenção de concentrado com teor de ferro superior a 66% e teores de SiO2 + Al2O3 inferiores a 4%.

Description

"PROCESSO DE CONCENTRAÇÃO DE LAMAS DE MINÉRIO DE FERRO"
CAMPO DA INVENÇÃO
[001] A presente invenção destina-se, principalmente, à indústria de mineração, e compreende um processo de concentração dos minerais de ferro contidos em lamas de minério de ferro por meio de flotação catiônica reversa com a adição de coletores do tipo amida-amina, ou ainda, opcionalmente, combinações dos mesmos com coletores tradicionais do tipo catiônicos de cadeia ramificada de base orgânica (aminas), sem adição de reagente depressor; o referido processo incluindo, alternativamente, uma etapa de concentração magnética de alto campo para produção de um produto com elevado teor de ferro, baixo teor de contaminantes e elevada superfície específica.
ANTECEDENTES DA INVENÇÃO
[002] O principal processo de concentração de minério de ferro utilizado pela indústria da mineração é a flotação. A utilização do processo de flotação requer etapas anteriores de retirada da fração ultrafina de minério, que prejudica a eficiência do processo de concentração. Atualmente, na maioria das plantas industriais, o minério ultrafino é separado utilizando-se o processo de deslamagem, seguido pelo processo de espessamento. A lama adensada resultante é direcionada a barragens convencionais de rejeitos, o que gera uma série de impactos.
[003] Atualmente, a indústria de mineração produz centenas de milhões de toneladas de rejeito por ano. Parte significativa desse material é disposta em barragens, o que gera enormes custos de construção, operação e gestão, assim como sérios riscos ambientais, e riscos de desastres, como rompimentos. Tais riscos representam uma grande preocupação socioambiental, além de ocasionar dificuldades nos processos de licenciamentos.
[004] Apesar dos esforços governamentais, legislação e tecnologias disponíveis, o rom pimento de barragens de contenção de rejeitos de mineração ainda é responsável por acidentes, por vezes catastróficos, com graves consequências económicas, sociais e am bientais. Falhas em barragens podem lançar milhões de metros cúbicos de rejeitos no ambiente, desabrigando comunidades inteiras, contaminando reservas de água potável, como rios e lagos, e provocando devastação da fauna local e nos meios de subsistência humana e animal da região atingida. [005] Considerando esse panorama, o setor de mineração tem realizado grandes investimentos para desenvolver processos que minimizem os impactos produzidos por sua atividade em geral e, em particular, pelos rejeitos de mineração. A criação de processos que visem mitigar os problemas decorrentes do beneficiamento do minério de ferro torna-se, assim, fundamental para a indústria de mineração.
[006] Uma das alternativas para minimização dos impactos, referente à lama gerada pela indústria do minério de ferro, é o desenvolvimento de um processo capaz de reduzir a quantidade deste tipo de material disposto na barragem, por meio da geração de produtos a partir da concentração dessa lama.
[007] A lama gerada em operações de concentração de minério de ferro na região do Quadrilátero Ferrífero, no estado de Minas Gerais, possui teores de ferro que variam de 40% a 50%. Estas lamas são caracterizadas por se constituírem de material ultrafino e, atualmente, são dispostas nas barragens contendo aproximadamente 30% de sólidos em massa.
[008] Alguns processos têm sido utilizados para recuperar minerais de ferro a partir dos rejeitos, diminuindo, assim, sua quantidade e impacto ambiental. Entre eles, pode- se citar a flotação reversa em pH a cerca de 10,5 e com emprego de depressor e coletor catiônico.
[009] Nesse processo tradicionalmente conhecido, adiciona-se à polpa um coletor catiônico, que consiste em um reagente da classe éter-amina, de cadeia ramificada de base orgânica, derivada do petróleo, que tem por finalidade tornar a superfície das partículas de quartzo hidrofóbicas para que, assim, possam ser arrastadas para a superfície por bolhas que são introduzidas no processo. Esse tipo de coletor catiônico normalmente necessita de um curto tempo de condicionamento, aproximadamente 1 minuto, para atuar sobre os minerais a serem flotados.
[0010] Uma vez que esse tipo de coletor catiônico não age de forma seletiva, é necessária a utilização de um reagente depressor, normalmente um polissacarídeo, como o amido. Esse atua alterando a superfície das partículas de óxido de ferro, inibindo a ação do coletor sobre elas e direcionando os minerais de ferro para o afundado.
[0011] A utilização desse processo convencional para recuperar minerais de ferro contidos em lamas, apresenta sérios problemas no que diz respeito a sua eficácia, uma vez que resulta em baixas recuperações metalúrgicas e alto teor de contaminantes no produto final.
[0012] Um dos maiores desafios para a recuperação dos minerais de ferro contidos em lamas é separar, de forma satisfatória, quartzo, caulinita e outros minerais de ganga dos minerais de ferro. A caulinita, constituinte da ganga nas frações mais finas do minério de ferro, é o principal inibidor do processo de flotação reversa tradicional, devido às suas características morfológicas e cargas superficiais.
[0013] No estado da técnica existem processos de separação de ganga contendo caulinita de minerais de interesse, tais como o descrito em Souza et al. (SOUZA, H. S.; TESTA, F. G.; BRAGA, A. S.; KWITKO-RIBEIRO, R.; OLIVEIRA, A. H.; LEAL FILHO, L. S. Desenvolvimento de uma rota de flotação como alternativa para concentração de minérios de manganês de baixo teor. In: ENCONTRO NACIONAL DE TRATAMENTO DE MINÉRIOS E METALURGIA EXTRATIVA. 26., 2015, Poços de Caldas). Nesse caso, o processo consiste em concentrar manganês a partir dos finos produzidos no beneficiamento desse minério onde o principal mineral de ganga é a caulinita. O processo realiza a flotação catiônica reversa utilizando um coletor seletivo para caulinita do tipo amida-amina, e amido modificado como depressor para a depressão do óxido de manganês. Diferentemente do processo utilizado na presente invenção, o minério de manganês passa por uma etapa de deslamagem previamente à flotação, o que significa que a fração ultrafina (< 10 μιη) é retirada do processo. Os resultados mostraram que o processo não teve a eficiência desejada, uma vez que o teor de manganês no concentrado foi de apenas 34%.
[0014] Já Rodrigues (RODRIGUES, O. M. S. Flotação de caulinita em minérios de ferro e bauxíticos. 2012. 170 f. Tese (Doutorado em Engenharia Metalúrgica) - Escola de Engenharia, Universidade Federal de Minas Gerais, Belo Horizonte, 2012) descreve um estudo sobre a eficiência de diversos coletores catiônicos e depressores utilizados para separar a caulinita do minério bauxítico e minério de ferro por meio de flotação reversa. O estudo analisou a eficiência de oito coletores distintos como aminas, sais de amina e o DTAB (brometo de dodeciltrimetilamônio). Alguns dos coletores estudados, o CTAB, o Flotigam 2835® e o DTAB, revelaram boa seletividade em determinadas faixas de pH e na presença ou ausência de certos depressores. Entretanto, em nenhum dos casos se atingiu uma recuperação de ferro satisfatória.
[0015] Situação parecida é descrita no artigo de Rodrigues et al. (RODRIGUES, O. M. S.; ROCHA, D. C; PERES, A. E. C; PEREIRA, C. A.; CURI, A. Seletividade na separação entre caulinita e hematita por flotação. In: ENCONTRO NACIONAL DE TRATAMENTO DE MINÉRIOS E METALURGIA EXTRATIVA. 24., 2011, Salvador, p. 360-366), onde é relatado o uso bem-sucedido de um processo de flotação catiônica reversa utilizando uma amina como coletor e amido como depressor da hematita.
[0016] O documento de Bittencourt et al. (BITTENCOURT, L. R. M.; MILLER, J. D.; LIN, C. L. The flotation recovery of high-purity gibbsite concentrates from a brazilian bauxite ore. In: Adv Mater AppI Miner Metall Process Princ, 1990, Littleton, USA: PubI by Soe of Mining Engineer of AIME, 1990, p. 77-85) apresenta um estudo sobre a concentração de gipsita destinada à produção de refratários a partir de minério bauxitico tendo 50% de gipsita, 35% de quartzo e 15% de caulinita. No processo descrito, a gipsita é concentrada em duas etapas: primeiro, a gipsita e a caulinita são separadas do quartzo por flotação direta em pH 2; em seguida, a caulinita é separada por flotação catiônica reversa com um sal quaternário de amónio usado como coletor em pH 6.
[0017] Todos os processos acima descritos necessitam, além do coletor catiônico, do uso de um agente depressor para obter êxito na recuperação do mineral desejado. Ademais, a separação eficiente do quartzo e da caulinita em lamas de minério de ferro ainda é um obstáculo para o aproveitamento dos rejeitos de seu processamento. A presente invenção se propõe a contornar os problemas descritos.
[0018] A concentração de lamas de minério de ferro por flotação em coluna usando eteramina e amido de milho foi estudada por Rocha (ROCHA, L. Estudo de aproveitamento económico das lamas de uma mineração de ferro, através de concentração catiônica reversa. Dissertação de Mestrado, Escola de Engenharia, Universidade Federal de Minas Gerais, Belo Horizonte, 2008), onde foi descrita a obtenção de concentrado com 67% de Fe e Si02 inferior a 1% e recuperação em massa global próximo a 20%, com emprego anterior de microdeslamagem para remoção das partículas inferiores a 5μιη presentes na lama. [0019] O processo desenvolvido, objeto do presente pedido de patente, se insere nesse contexto e apresenta uma solução para diminuir o volume de material descartado durante o beneficiamento de minério de ferro por meio da recuperação dos minerais de ferro contidos nesses rejeitos.
OBJETIVOS DA INVENÇÃO
[0020] É um objetivo da presente invenção diminuir o volume de lamas, proveniente do processamento de minério de ferro, que atualmente é disposto em barragens.
[0021] Outro objetivo da presente invenção é aumentar o aproveitamento das lamas do processamento do minério de ferro por meio de um processo de concentração dos minerais de ferro presentes nos rejeitos.
[0022] É ainda objetivo da presente invenção promover um processo que obtenha a separação eficiente da caulinita e do quartzo dos minerais de ferro de forma mais simples e económica, com a obtenção de um produto com elevado teor de ferro, baixo teor de contaminantes e elevada superfície específica.
SUMÁRIO DA INVENÇÃO
[0023] A presente invenção revela um processo de concentração dos minerais de ferro a partir de lamas, sem prévia remoção de partículas ultrafinas (<5 μιη), provenientes do beneficiamento do minério de ferro. Enquanto os processos tradicionais são conduzidos após remoção das partículas ultrafinas (< 5μιη) em pH elevado, da ordem de 10,5, o presente processo se caracteriza por conter uma etapa de flotação reversa com pH entre 8,5 e 10,5 com adição de coletor do tipo amida-amina, ou ainda uma mistura do mesmo com coletores catiônicos tradicionais (aminas). Diferentemente dos processos tradicionais, o processo proposto é realizado na ausência de qualquer agente depressor e tem por finalidade resolver o problema de separar o minério de ferro da caulinita e quartzo, obtendo ainda uma alta recuperação de ferro e, consequentemente, um melhor aproveitamento dos rejeitos. Ainda, o processo de flotação desta invenção pode ser associado a um processo de concentração magnética à úmido com intensidade de campo de 13.000 a 18.000 Gauss e matriz com abertura (gap) de 1,1 a l,5mm.
BREVE DESCRIÇÃO DOS DESENHOS
[0024] A presente invenção é detalhadamente descrita com base nas respectivas figuras: [0025] A Figura 1 ilustra um fluxograma comparativo do estado da técnica e da rota de concentração das lamas da presente invenção;
[0026] A Figura 2 ilustra a distribuição granulométrica típica das lamas de minério de ferro;
[0027] A Figura 3 ilustra um fluxograma com o detalhamento das etapas do processo de concentração das lamas do minério de ferro da presente invenção;
[0028] A Figura 4 ilustra a composição mineralógica típica de lamas de minério de ferro;
[0029] A Figura 5 ilustra o teor de ferro (Fe) nos concentrados obtidos nos testes piloto contínuos de flotação em coluna + concentração magnética;
[0030] A Figura 6 ilustra o teor de sílica (Si02) nos concentrados obtidos nos testes piloto contínuos de flotação em coluna + concentração magnética; e
[0031] A Figura 7 ilustra o teor de alumina (Al203) nos concentrados obtidos nos testes piloto contínuos de flotação em coluna + concentração magnética.
DESCRIÇÃO DETALHADA DA INVENÇÃO
[0032] Embora a presente invenção possa ser suscetível a diferentes modalidades, são mostradas nos desenhos e na seguinte discussão detalhada, concretizações preferidas com o entendimento de que a presente descrição deve ser considerada uma exemplificação dos princípios da invenção e não pretende limitar a presente invenção ao que foi ilustrado e descrito aqui.
[0033] A menos que indicado ao contrário, todas as partes e porcentagens são em peso.
[0034] A principal abordagem da presente invenção está relacionada a um processo de concentração de minério de ferro, a partir de lama proveniente do beneficiamento de minério de ferro, compreendendo as seguintes etapas:
a) ajustar o pH da lama a um valor na faixa de 8,5 a 10,5 por meio da adição de uma base;
b) adicionar coletor catiônico do tipo amida-amina, ou uma mistura do dito coletor com um ou mais outros coletores, à lama e realizar o condicionamento desse coletor;
c) ajustar o percentual de sólidos da polpa por meio da adição de água; e
d) realizar a flotação reversa, na ausência de reagente depressor, para obtenção de um concentrado rico em ferro. [0035] O processo de beneficiamento de minério de ferro mais utilizado pela indústria da mineração consiste na flotação. A utilização desse processo requer etapas anteriores de deslamagem, que é a retirada do minério ultrafino, o qual prejudica a eficiência do processo de concentração.
[0036] A deslamagem desse minério, de modo geral, é realizada por meio de hidrociclones. Conforme apresentado pela Figura 1, o overflow da deslamagem, que é composto pelas frações ultrafinas de minério, é conduzido a um processo subsequente conhecido como espessamento. Nesse, a água de processo é recuperada ao mesmo tempo em que é formada uma lama adensada, o underfiow do espessador, contendo 30% de sólidos. No estado da técnica, a destinação dessa lama adensada são as barragens de rejeito, conforme representado pela Figura IA.
[0037] A presente invenção utiliza a referida lama adensada como material de partida, realiza um processo de concentração, conforme apresentado pela Figura 1B, e obtém um concentrado contendo mais de 60% de teor de ferro.
[0038] As lamas de minérios de ferro da presente invenção são preferivelmente oriundas de operações de concentração de minério de ferro na região do Quadrilátero Ferrífero, no estado de Minas Gerais, e são constituídas basicamente por minerais de ganga, principalmente o quartzo e a caulinita, e minerais de ferro. O teor de ferro nas lamas varia de 40% a 50%.
[0039] De modo preferencial, as lamas utilizadas no processo da invenção possuem aproximadamente 30% de sólidos e são compostas por partículas ultrafinas de minério. A distribuição granulométrica típica das lamas de minério de ferro pode ser visualizada por meio da Figura 2. Tipicamente, a lama possui cerca de 50% de partículas abaixo de 10 μιη e 20% abaixo de 3 μιη, além de tamanho máximo de partículas (to size) próximo a 45 μιη.
[0040] Conforme representado pelo fluxograma da Figura 3, a primeira etapa do processo da presente invenção, consiste no ajuste do pH da lama por meio da adição de uma base, preferivelmente hidróxido de sódio (NaOH), até que se atinja um pH entre 8,5 e 10,5, faixa de pH preferencial da presente invenção.
[0041] A segunda etapa do processo consiste na adição de coletores e no condicionamento dos mesmos. Os coletores utilizados na presente invenção são do tipo amida-amina de cadeia linear, formulados a partir de ácidos graxos de origem vegetal, e são seletivos para a extração de quartzo e caulinita. Preferencialmente, a presente invenção utiliza um coletor comercialmente denominado Flotinor-5530®, produzido pela empresa Clariant®, que pode ser utilizado sozinho, ou em combinação com coletores catiônicos tradicionais de cadeia ramificada de base orgânica, em diferentes proporções.
[0042] Os coletores são preferivelmente adicionados em uma quantidade que varia entre 50 e 1000 g/t (gramas de coletor por tonelada de lama). Esse valor varia em função da área superficial da lama e percentual de contaminantes (quartzo e caulinita).
[0043] De modo preferencial, é realizado o condicionamento dos coletores em tanque agitado, cujo tempo varia entre 10 e 30 minutos, preferencialmente 20 minutos, com a finalidade de promover e garantir a adsorção dos coletores às partículas de quartzo e caulinita. A necessidade de maior tempo de condicionamento em relação ao processo convencional, que utiliza cerca de 1 minuto, é explicada pela elevada área superficial das lamas de minérios de ferro, o que requer maior tempo para interação entre as partículas minerais e os reagentes coletores.
[0044] De modo preferencial, o processo da presente invenção ocorre sem a adição de qualquer tipo de agente depressor. Observa-se que os depressores atuam na depressão do ferro e também da caulinita. Portanto, a adição de reagentes depressores seria prejudicial uma vez que reduz a seletividade do processo para remoção deste mineral de ganga (caulinita) presente nas lamas de minérios de ferro.
[0045] A terceira etapa do processo da presente invenção consiste na adição de água ao processo, na saída do tanque agitado, para garantir que a polpa possua aproximadamente 20% de sólidos, condição adequada para a etapa seguinte (flotação reversa).
[0046] A quarta etapa do processo da presente invenção consiste na flotação reversa em coluna, meio conhecido no estado da técnica. Nessa etapa, ar, ou qualquer outro gás adequado, é introduzido ao sistema na forma de bolhas, arrastando para a superfície as partículas de quartzo e caulinita.
[0047] A etapa de flotação reversa ocorre, de modo preferencial, em circuito aberto, podendo ser realizada em apenas um estágio ou em mais de um estágio, com um estágio cleoner. O estágio cleoner é uma etapa de flotação que utiliza um concentrado relativamente pobre, proveniente de uma etapa prévia de flotação, e produz um concentrado e um rejeito de teor mais elevado.
[0048] No processo convencional de flotação, o tempo de residência da polpa na coluna de flotação é de aproximadamente 20 min. Na presente invenção é utilizado maior tempo (20 a 60 min, preferencialmente 40 min) devido às características granulométricas da lama: quanto mais finas as partículas, maior tempo necessário para sedimentação. Além disso, o maior tempo de residência se faz necessário para se atingir a velocidade de transbordo adequada para redução do arraste hidrodinâmico das partículas de ferro juntamente à ganga. A taxa de transbordo compreende a razão da taxa de material flotado que sai pelo topo da coluna (ton/h), pela área da seção transversal da coluna (m2). A taxa de transbordo na flotação convencional é de cerca de 5 ton/h/m2. Na presente invenção, a taxa de transbordo é de no máximo 2 ton/h/m2.
[0049] A utilização de água de lavagem, adicionada no topo da coluna, promove a lavagem da espuma e o direcionamento dos minerais de ferro para o afundado, aumentando, assim, a eficiência de separação. Portanto, a água de lavagem é necessária para reduzir o arraste hidrodinâmico do ferro e direcioná-lo para o afundado.
[0050] A água de lavagem promove também a diluição da polpa. Na presente invenção a polpa deve conter cerca de 15 a 20% de sólidos, preferencialmente 15%. No processo convencional de flotação, o percentual de sólidos é de cerca de 40 a 50%. As características granulométricas da lama exigem maior diluição no meio de flotação, para maior eficiência do contato das partículas de ganga com as bolhas de ar e menor aprisionamento e arraste das partículas de ferro na espuma (arraste hidrodinâmico). Portanto, a quantidade de água utilizada deve ser tal que promova a diluição da polpa para a faixa de 15 a 20% de sólidos.
[0051] Após a etapa de flotação reversa, é obtido um concentrado de ferro. A presente invenção permite recuperar mais de 90% do ferro presente nas lamas e obter concentrados com teores de ferro acima de 60% e baixos teores de impurezas, viabilizando uma possível comercialização desse novo produto que, anteriormente, era descartado como rejeito. [0052] Conforme descrito anteriormente, o processo da invenção em questão ocorre a uma faixa de pH diferente do convencionalmente utilizado, propõe a utilização de coletores diversos daqueles tradicionalmente utilizados até então, com tempo de condicionamento muito superior ao tempo adotado na tecnologia convencional de flotação reversa, e ainda maior tempo de flotação, maior diluição da polpa durante a flotação, além da ausência de qualquer reagente depressor.
[0053] Em uma concretização alternativa da presente invenção, após a etapa de flotação reversa em coluna, o concentrado obtido é enviado para uma etapa de concentração magnética de alto campo, visando a remoção de contaminantes, principalmente quartzo e caulinita que não tiverem sido removidos na etapa de flotação. Nesta etapa, é aplicado campo magnético de 13.000 a 18.000 Gauss, matriz com abertura (gap) de 1,1 a l,5mm, percentual de sólidos na alimentação podendo variar de 15% a 35%, e água de lavagem de 3 a 5 vezes a taxa de alimentação. Podem ser usados equipamentos de concentração magnética com matrizes dispostas horizontalmente ou verticalmente, sendo esta última combinada com pulsação da polpa na bacia.
[0054] Opcionalmente, reagentes químicos podem ser usados na etapa de concentração magnética, visando maior seletividade na separação entre os minerais de ferro e os minerais de ganga, principalmente quartzo e caulinita. Os reagentes químicos são dispersantes, selecionados do grupo consistindo de hexametafosfato de sódio e silicato de sódio, e também o reagente denominado magnetita coloidal. A magnetita coloidal aumenta a susceptibilidade magnética dos minerais de ferro, enquanto os dispersantes promovem a maior dispersão entre os minerais de ferro e os minerais de ganga, promovendo uma maior separação entre eles.
[0055] Os referidos reagentes químicos são adicionados previamente à etapa de concentração magnética, em tanque agitador, com tempo de condicionamento de 2 a 5 minutos.
[0056] As dosagens dos reagentes aplicados durante a etapa de concentração magnética são de 200 a 400 g/t para os dispersantes e 300 a 700 g/t para a magnetita coloidal.
[0057] A combinação das etapas de flotação e concentração magnética promove a remoção de quartzo superior a 95% e caulinita superior a 85%, possibilitando a obtenção de concentrado final com teor de ferro superior a 66% e Si02 + Al203 inferior a 4,0%, além de recuperação em massa global superior a 45% e recuperação metálica superior a 70%.
[0058] Dessa forma, embora tenham sido mostradas apenas algumas modalidades do invento, será entendido que várias omissões, substituições e alterações podem ser feitas por um técnico versado no assunto, sem se afastar do espírito e escopo da presente invenção. As modalidades descritas devem ser consideradas em todos os aspectos somente como ilustrativas e não restritivas.
[0059] É expressamente previsto que todas as combinações dos elementos que desempenham a mesma função substancialmente da mesma forma para alcançar os mesmos resultados estão dentro do escopo da invenção. Substituições de elementos de uma modalidade descrita para outra são também totalmente pretendidas e contempladas. Também é preciso entender que os desenhos não estão necessariamente em escala, mas que eles são apenas de natureza conceituai. A intenção é, portanto, ser limitada, tal como indicado pelo escopo das reivindicações anexas.
[0060] Os exemplos a seguir são oferecidos no sentido de auxiliar a compreensão da presente invenção e não devem ser considerados como limitativos de seu escopo.
Exemplo 1
[0061] Foram realizados testes de concentração dos minerais de ferro utilizando amostras de lama provenientes do beneficiamento de minério de ferro. As referidas amostras de lama foram oriundas de operações de minério de ferro localizadas na região do Quadrilátero Ferrífero (estado de Minas Gerais, Brasil) e possuíam composição química, mineralógica e granulometria típicas dessa região.
[0062] A Tabela 1 mostra a composição química das amostras de lama que continham cerca de 45% de teor de Fe, 28% de Si02 e 3% Al203. Importante lembrar que a caulinita é o principal mineral portador de Al203.
Tabela 1 - Composição química das lamas de minério de ferro
Fe Si02 P AI2O3 Mn T1O2 CaO MgO PPC (%)
{%) {%) {%) {%) {%) {%) {%) {%)
45,19 28,69 0,076 3,11 0,103 0,116 0,019 0,019 2,87 [0063] Com relação à distribuição granulométrica, as amostras de lama possuíam cerca de 50% de partículas abaixo de 10 μιη e tamanho máximo de partículas (top size) próximo a 45 μιη, conforme apresentado pelo gráfico da Figura 2.
[0064] Com relação à composição mineralógica, as amostras possuíam cerca de 63% de minerais de ferro (principalmente hematita e goethita), 25% de quartzo e 8% de caulinita, conforme mostrado pelo gráfico da Figura 4.
[0065] O ajuste do pH da lama, que possuía 30% de sólidos, foi realizado em tanque agitado com a adição de hidróxido de sódio (NaOH), até que se atingisse o pH 10,5.
[0066] Foi utilizado 152 g/t do coletor Flotinor-5530®, produzido pela empresa Clariant®, e o tempo de condicionamento foi de 20 minutos. Adicionou-se água ao processo, na tubulação de saída do tanque agitado, de tal forma que a lama atingisse 20% de sólidos.
[0067] As amostras de lama foram submetidas a testes de flotação em coluna de 6 metros de altura e 8 polegadas de diâmetro, em estágio único, com taxa de alimentação de 80 kg/h. O tempo de residência na coluna de flotação foi de aproximadamente 30 minutos e o percentual de sólidos da polpa se manteve na faixa de 20 a 15%. Não foi adicionado nenhum reagente depressor.
[0068] O concentrado final atingiu com sucesso alto teor de ferro e baixos teores de quartzo e caulinita. Os resultados apresentados pela Tabela 2 registram a obtenção de um concentrado contendo 62,81% de teor de Fe e apenas 3,21% de teor de Si02 (quartzo). Grande parte do quartzo foi removido para o rejeito da flotação, e também certa quantidade de caulinita. Além disso, a recuperação metalúrgica de ferro foi bastante elevada: 93,83%.
Tabela 2 - Resultado da rota de concentração de lamas do minério de ferro
Massa Rec. Fe Fe Si02 P AI2O3 Mn PPC
Fluxo
(%) (%) (%) (%) (%) (%) (%) (%)
Alimentação 100,00 100,00 44,52 29,44 0,077 3,04 0,075 2,60
Concentrado 66,51 93,83 62,81 3,21 0,104 2,50 0,109 3,12
Rejeito 33,49 6,17 8,20 81,54 0,024 4,12 0,007 1,57 Exemplo 2
[0069] As mesmas amostras de lama de minério de ferro utilizadas no exemplo anterior foram testadas com diferentes parâmetros de processo, conforme informações contidas na Tabela 3:
Tipo de coletor: tradicional (éter-amina) ou Flotinor-5530® (amida-amina) Quantidade de coletor: 50 a 500 g/t
Utilização de depressor: com ou sem amido
. pH: 8,5 a 10,5
[0070] As amostras de lama foram submetidas a testes de flotação em coluna de 6 metros de altura e 8 polegadas de diâmetro, em estágio único, com taxa de alimentação de 80 kg/h.
[0071] Os resultados apresentados na Tabela 3 mostram que utilizando coletores tradicionais do tipo éter-amina, o melhor resultado de recuperação metalúrgica de ferro é cerca de 93%, entretanto é obtido um concentrado com elevado teor de impurezas (Si02 > 10%). E, para se obter um baixo teor de sílica no concentrado (3,73%), elevada quantidade de ferro é arrastada para o flotado (arraste hidrodinâmico), o que pode ser comprovado com o baixo valor de recuperação metalúrgica de ferro (cerca de 67%).
[0072] Os testes que utilizaram no mínimo 100 g/t do coletor tipo amida-amina Flotinor- 5530®, em pH elevado, mostraram bons resultados. O melhor resultado obtido foi o teste que utilizou 152 g/t de Flotinor-5530®, em pH 10,5, e obteve um concentrado com 63% de ferro, 3% de sílica e recuperação metalúrgica de 94%.
[0073] A utilização de reagente depressor (amido) prejudicou os resultados mesmo utilizando o Flotinor-5530® como coletor. Os resultados mostraram diminuição da recuperação metalúrgica para cerca de 64%, pois diminui a seletividade do processo.
Tabela 3 - Parâmetros de processos e resultados obtidos em cada teste
Amido Rec. % Fe % Si02
Coletor (g/t) PH
(g/t) Metálica (%) Concentrado Concentrado
Tradicional 105 0 8,5 89,23 57,71 10,70 Tradicional 113 0 9,5 67,59 64,01 3,73
Tradicional 115 0 10,5 34,91 55,67 6,48
Tradicional 112 552 8,5 92,58 57,66 10,31
Tradicional 101 497 9,5 70,12 59,28 5,85
Flotinor
199 0 8,5 88,11 61,63 4,55 5530®
Flotinor
49 0 8,5 96,63 58,43 7,96 5530®
Flotinor
51 0 9,5 96,87 58,98 7,35 5530®
Flotinor
47 0 10,5 95,67 53,72 15,3 5530®
Flotinor
127 0 10,5 95,85 63,68 4,66 5530®
Flotinor
108 0 9,5 86,18 61,37 4,18 5530®
Flotinor
101 0 8,5 91,24 61,04 4,74 5530®
Flotinor
152 0 8,5 87,03 61,94 4,1 5530®
Flotinor
149 0 9,5 79,04 62,00 3,64 5530®
Flotinor
152 0 10,5 93,83 62,81 3,21 5530®
Flotinor
184 0 10,5 93,23 62,32 3,34 5530®
Flotinor
472 263 8,5 63,73 59,56 4,86 5530® Flotinor
508 563 8,64 64,52 60,65 4,60
5530®
Exemplo 3
[0074] Foram realizados testes de concentração magnética com o concentrado da etapa de flotação em escala piloto, com taxa de alimentação variando entre 80 kg/h e 200 kg/h. Foram testados equipamentos com matriz disposta horizontalmente sem pulsação da polpa e equipamentos com matriz disposta verticalmente com pulsação da polpa na bacia, ambos com percentual de sólidos variando de 15 a 35%, campo magnético de 13.000 a 18.000 Gauss e matriz com abertura (gap) de 1,1 a l,5mm. Os testes foram realizados com e sem adição de reagentes químicos. Os resultados obtidos são mostrados na Tabela 4 a seguir.
Parâmetros de processos e resultados obtidos nos testes de concentração
Rec.
Magnetita % Si02
Campo Gap Dispersante Met. %Fe
Matriz coloidal + AI2O3
(Gauss) (mm) (g/t) (%) Cone.
(g/t) Cone.
Vertical 13.000 1,5 0 0 74,86 67,33 3,08
Vertical 13.000 1,5 0 0 73,18 67,69 2,10
Vertical 13.000 1,5 0 0 73,10 66,35 3,46
Vertical 13.000 1,5 0 0 49,42 57,43 11,75
Vertical 13.000 1,5 300 0 69,34 63,63 4,17
Vertical 13.000 1,5 0 0 64,54 64,42 6,38
Vertical 13.000 1,5 0 500 69,84 64,71 5,32
Horizontal 13.000 1,1 0 0 70,50 65,23 5,83 Horizontal 18.000 1,1 0 0 66,30 66,40 4,09
[0075] Os resultados da Tabela 4 evidenciam que a aplicação da concentração magnética de elevado campo, após a etapa de flotação, possibilita a obtenção de concentrado com teor de ferro acima de 67%. A adição de 300 g/t de hexametafosfato de sódio como dispersante possibilita aumento do teor de ferro no concentrado de 57,43% para 63,63% e redução dos teores de Si02+Al203 de 11,75% para 4,17%. A adição de 500 g/t de magnetita coloidal promoveu aumento na recuperação metálica de 64,54% para 69,84% e redução nos teores de Si02 + Al203 de 6,38% para 5,32%.
[0076] Os testes apresentados na Tabela 4 comprovam também que o aumento do campo magnético de 13.000 Gauss para 18.000 Gauss promove aumento no teor de ferro de 65,23% para 66,40% e redução no teor de Si02 + Al203 de 5,83% para 4,09%.
Exemplo 4
[0077] Adicionalmente, foram realizados testes em escala piloto em regime contínuo, usando coluna de flotação de 508 mm de diâmetro e 4 metros de altura na etapa rougher e concentração magnética com campo de 13.000 Gauss, gap de 1,5mm e com leito pulsante em equipamento Longi LGS-500EX 1,3 T na etapa cleaner. Os testes foram realizados com taxa de alimentação de 500 kg/h, 35% de sólidos, 200 g/t do coletor Flotinor 5530, pH 10,5, 700 litros/h de água de lavagem, campo magnético de 13.000 Gauss, gap de 1,5mm e 300 rpm de pulsação da bacia. Os resultados obtidos são mostrados na Tabela 5 a seguir e nas Figuras 5, 6 e 7.
Tabela 5 - Resultados em escala piloto em coluna de flotação + concentração magnética
Circuito: Coluna (rougher) + Concentração magnética (cleaner)
Rec. Massa Rec. Metálica Química (%)
Fluxo Blaine (cm2/g)
(%) (%) Fe Si02 AI203
Alimentação 100,00 100,00 44,79 30,87 2,70 XX
Concentrado G 78,15 92,69 53,13 17,40 2,98 XX
Rejeito RG 21,85 7,31 14,98 73,08 3,78 XX
Concentrado CL 51,78 76,50 66,18 2,68 0,84 2.500 a 3.500
Rejeito CL 26,36 16,19 27,51 63,18 7,17 XX [0078] Os resultados evidenciam que a flotação em coluna seguida de concentração magnética possibilita a obtenção de concentrado com teor de ferro superior a 66% e teores de Si02 + AI2O3 inferiores a 4%. Além disto, esta rota possibilita a obtenção de concentrado de ferro com superfície específica (blaine) superior a 2.500 cm2/g, que permite a utilização do referido concentrado como insumo (pellet feed) para o processo de pelotização, podendo inclusive promover redução do consumo de energia na etapa de moagem para obtenção de feed com superfície média de 1500 cm2/g-

Claims

REIVINDICAÇÕES
1. PROCESSO DE CONCENTRAÇÃO DE MINERAIS DE FERRO, a partir de lama proveniente do beneficiamento de minério de ferro, caracterizado pelo fato de compreender as seguintes etapas:
a) ajustar o pH da lama a um valor na faixa de 8,5 a 10,5 por meio da adição de uma base;
b) adicionar coletor catiônico do tipo amida-amina, ou uma mistura do dito coletor com um ou mais outros coletores, à lama e realizar o condicionamento desse coletor;
c) ajustar o percentual de sólidos da polpa por meio da adição de água; e
d) realizar a flotação reversa, na ausência de reagente depressor, para obtenção de um concentrado rico em ferro.
2. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que compreende ainda uma etapa de concentração magnética a úmido de alto campo após a etapa d).
3. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que as lamas compreendem partículas ultrafinas contendo minerais de ferro e minerais de ganga (principalmente quartzo e caulinita).
4. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 3, caracterizado pelo fato de que os minerais de ferro consistem principalmente em hematita e goethita, e o teor de ferro é de 40 a 50%.
5. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que as lamas possuem 20 a 40% de sólidos.
6. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a base adicionada na etapa a) é hidróxido de sódio (NaOH).
7. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que o coletor catiônico do tipo amida-amina é um coletor de cadeia linear formulado a partir de ácidos graxos de origem vegetal.
8. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 7, caracterizado pelo fato de que o coletor catiônico do tipo amida-amina utilizado é comercialmente denominado Flotinor-5530®.
9. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que os outros coletores são selecionados dentre coletores catiônicos de cadeia ramificada de base orgânica da classe éter-amina.
10. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que o coletor é adicionado em uma quantidade na faixa de 50 a 1.000 g/t (gramas de coletor por tonelada de lama).
11. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que o tempo de condicionamento do coletor, na etapa b), varia entre 10 a 30 minutos, preferencialmente 20 minutos.
12. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que, na etapa c), o ajuste do percentual de sólidos é realizado de modo que a polpa possua um teor de sólidos na faixa de 15 a 25%, preferencialmente 20% de sólidos.
13. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que, na etapa d), a flotação reversa ocorre preferencialmente em colunas de flotação, com adição de água para lavagem da espuma e direcionamento dos minerais de ferro para o afundado.
14. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 13, caracterizado pelo fato de que a água de lavagem é adicionada em quantidade que promova a diluição da polpa para a faixa de 15 a 20% de sólidos.
15. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que o tempo de residência da polpa na coluna de flotação, na etapa d), é de 20 a 60 minutos, preferencialmente 40 minutos.
16. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a taxa de transbordo da flotação, na etapa d), é de no máximo 2 ton/h/m2.
17. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a flotação reversa, na etapa d), ocorre em circuito aberto e em um estágio.
18. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a flotação reversa, na etapa d), ocorre em circuito aberto em mais de um estágio com um estágio cleaner.
19. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 2, caracterizado pelo fato de que, na etapa de concentração magnética a úmido de alto campo, a intensidade de campo é de 13.000 a 18.000 Gauss.
20. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 2, caracterizado pelo fato de que são empregados equipamentos de concentração magnética com matrizes dispostas horizontal ou verticalmente, com ou sem movimento de pulsação da polpa na bacia.
21. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 2, caracterizado pelo fato de que são empregados reagentes dispersantes selecionados do grupo consistindo de hexametafosfato de sódio e silicato de sódio.
22. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 2, caracterizado pelo fato de que é empregada magnetita coloidal como reagente.
23. PROCESSO, de acordo com a reivindicação 2, caracterizado pelo fato de que o concentrado de ferro obtido possui teor de ferro acima de 66% em peso, Si02 + Al203 inferior a 4,0%.
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2022256241A1 (en) 2021-06-01 2022-12-08 Corn Products Development, Inc. Functionalized nanomagnetic product, process for preparing functionalized nanomagnetic product and ore processing
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Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3292780A (en) * 1964-05-04 1966-12-20 Donald W Frommer Process for improved flotation treatment of iron ores by selective flocculation
US3960715A (en) * 1974-01-07 1976-06-01 The Hanna Mining Company Cationic froth flotation process
US4808301A (en) * 1987-11-04 1989-02-28 The Dow Chemical Company Flotation depressants

Family Cites Families (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4132635A (en) * 1977-01-13 1979-01-02 Michigan Technological University Beneficiation of iron ores by froth flotation
US4301973A (en) * 1979-12-17 1981-11-24 Kennecott Corporation Beneficiation of iron ore
CN100429001C (zh) * 2006-11-25 2008-10-29 中国矿业大学 赤铁矿柱式短流程反浮选工艺及设备
FR2994534B1 (fr) 2012-08-20 2015-06-26 Ceca Sa Collecteurs pour enrichissement de minerais
US9457357B2 (en) * 2012-11-28 2016-10-04 Georgia-Pacific Chemicals Llc Mixed collector compositions
WO2014121358A1 (en) * 2013-02-05 2014-08-14 Vale S.A. Process to concentrate manganese ores via reverse cationic flotation of silicates
WO2015054381A1 (en) * 2013-10-09 2015-04-16 Georgia-Pacific Chemicals Llc Collector compositions and methods for making and using same
MX2018005586A (es) * 2015-11-03 2018-11-09 Magglobal Llc Metodos, dispositivos, sistemas y procesos para perfeccionar concentrados de oxido de hierro mediante el uso de flotacion inversa de silice a un ph natural.
CN105396698B (zh) * 2015-11-19 2018-01-05 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 一种复合型季铵盐阳离子硅酸盐矿物捕收剂及其制备方法
CN105435968A (zh) * 2015-12-24 2016-03-30 东北大学 一种赤铁矿矿石反浮选脱硅的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3292780A (en) * 1964-05-04 1966-12-20 Donald W Frommer Process for improved flotation treatment of iron ores by selective flocculation
US3960715A (en) * 1974-01-07 1976-06-01 The Hanna Mining Company Cationic froth flotation process
US4808301A (en) * 1987-11-04 1989-02-28 The Dow Chemical Company Flotation depressants

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