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OTIMIZAÇÃO DA FLOTAÇÃO DE ROCHA FOSFÁTICA POR REMOAGEM DA CARGA CIRCULANTE Michelle Fernanda de Lira Teixeira¹, CMOC International, [email protected] André Carlos Silva 2 , UFG, [email protected] Anastácio Honório de Melo Filho 3 , [email protected] Bruno Palhares Milanezi 4 , CMOC International, [email protected] Joselito Dasio da Silva 5 , CMOC International, [email protected] Thiago Drumond de Alvarez de Araújo 6 , CMOC International, [email protected] Wanderson Ferreira Borges Júnior 7 , CMOC International, [email protected] ¹ Graduada em Química Industrial na Universidade Estadual de Goiás (2007), pós-Graduada, MBA em Gestão da Qualidade e Produtividade pela Fundação Oswaldo Cruz (2009), pós-graduada Especialização em Tratamento de Minérios pela Universidade Federal de Goiás, 2017, Mestranda em Tecnologia Mineral Curso de Engenharia de Minas da Universidade Federal de Minas Gerais. Possui conhecimentos e cursos na área de gestão da qualidade e de processos, sendo certificada como Lean Six Sigma (2011). Trabalhou como Engenheira de Processos desde 2007 nas empresas de mineração: Anglogold Ashanti (Ouro), Prometálica Mineração (Niquel e Cobre), Votorantim Metais (Níquel), Angloamerican (Fosfatos), atualmente é Coordenadora da área de Processos do negócio Fosfatos na empresa CMOC International. ² Graduado em Engenharia de Minas pela UFOP (2000), mestre em Engenharia Mineral (2003), Doutor em engenharia de Materiais (2010) pela Universidade Federal de Ouro Preto. Pós-doutor na Universidade Federal de Minas Gerais (2015) e na Technische Universitat Clausthal (2018). Bolsista de Produtividade Desenvolvimento Tecnológico e Extensão Inovadora do CNPq Nível 2 desde 2017. Atualmente é professor associado I da UAE de Engenharia da Universidade Federal de Goiás, Regional Catalão.. Possui experiência em Engenharia de Minas e de Materiais, com ênfase em Tratamento de Minérios, atuando nas seguintes áreas: simulação computacional, automação industrial e equipamentos de tratamento de minérios. É editor associado da Revista Tecnologia em Metalurgia, Materiais e Mineração (ABM) na área de Mineração e revisor das revistas: African Journal of Business Management, american Association for science and tecgnology, Anais da Academia Brasileira de Ciências, Espaço em Revista, Exacta, Holos, Revista de Ciência e Tecnologia do Vale do Jequitinhonha, REM Revista Escola de Minas e Tecnologia em Metalurgia, Materiais e Mineração. 3 Graduado em Engenharia de Minas pela Universidade Federal de Pernambuco, atualmente consultor de processamento mineral de Fosfatos, atuou desde 2006 nas áreas de produção e beneficiamento mineral de fosfatos da empresa Copebras. 4 Graduado em Geologia pela Universidade Estadual de Campinas UNICAMP (2006), pós graduação em Licenciamento Ambiental pela Universidade Gama Filho - UGF (2009), Programa de Desenvolvimento Gerencial pela Fundação Dom Cabral - FDC (2013) e Programa de Excelência em Gestão pelo Gordon Institute of Business Science - GIBS (2015). Foi geólogo de Exploração até 2010 na Divisão de Exploração da Anglo American, com experiência em pesquisa de níquel laterítico, fosfato, nióbio, cobre, níquel (sulfetado) e platinóides. Foi coordenador de Geologia de Curto Prazo até 2017 e atualmente é coordenador de Geologia de Longo Prazo da equipe Técnica da CMOC International Brasil. 5 Engenheiro de Minas graduado pela Universidade Federal de Ouro Preto, com 26 anos de experiência em gestão de processos de produção (mina e beneficiamento), manutenção e recuperação de áreas degradadas em mineração (Minério de ferro, areia, calcário para cimento, bauxita, amianto, tântalo, cassiterita, espodumênio, feldspatos, nióbio), pós graduação na Fundação Dom Cabral (MDP) e na Universidade de Navarra (AMP). 6 Engenheiro Químico pela Universidade Federal de Minas Gerais UFMG (2007), Mestre em Engenharia Química pela Universidade de São Paulo USP (2014), possui Pós-Graduação na Fundação Getúlio Vargas em Administração de Empresas (2010). Iniciou na empresa Angloamerican como trainee (2009), Desenvolveu-se como engenheiro de Processos, Coordenador de Produção e Processos (2012), atualmente é Gerente de Processos e Qualidade na empresa CMOC

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OTIMIZAÇÃO DA FLOTAÇÃO DE ROCHA FOSFÁTICA POR

REMOAGEM DA CARGA CIRCULANTE

Michelle Fernanda de Lira Teixeira¹, CMOC International, [email protected]

André Carlos Silva2, UFG, [email protected]

Anastácio Honório de Melo Filho3, [email protected]

Bruno Palhares Milanezi4, CMOC International, [email protected]

Joselito Dasio da Silva5, CMOC International, [email protected]

Thiago Drumond de Alvarez de Araújo6, CMOC International, [email protected]

Wanderson Ferreira Borges Júnior7, CMOC International, [email protected]

¹ Graduada em Química Industrial na Universidade Estadual de Goiás (2007), pós-Graduada, MBA em Gestão da

Qualidade e Produtividade pela Fundação Oswaldo Cruz (2009), pós-graduada Especialização em Tratamento de

Minérios pela Universidade Federal de Goiás, 2017, Mestranda em Tecnologia Mineral Curso de Engenharia de Minas

da Universidade Federal de Minas Gerais. Possui conhecimentos e cursos na área de gestão da qualidade e de

processos, sendo certificada como Lean Six Sigma (2011). Trabalhou como Engenheira de Processos desde 2007 nas

empresas de mineração: Anglogold Ashanti (Ouro), Prometálica Mineração (Niquel e Cobre), Votorantim Metais

(Níquel), Angloamerican (Fosfatos), atualmente é Coordenadora da área de Processos do negócio Fosfatos na empresa

CMOC International.

² Graduado em Engenharia de Minas pela UFOP (2000), mestre em Engenharia Mineral (2003), Doutor em engenharia

de Materiais (2010) pela Universidade Federal de Ouro Preto. Pós-doutor na Universidade Federal de Minas Gerais

(2015) e na Technische Universitat Clausthal (2018). Bolsista de Produtividade Desenvolvimento Tecnológico e

Extensão Inovadora do CNPq – Nível 2 desde 2017. Atualmente é professor associado I da UAE de Engenharia da

Universidade Federal de Goiás, Regional Catalão.. Possui experiência em Engenharia de Minas e de Materiais, com

ênfase em Tratamento de Minérios, atuando nas seguintes áreas: simulação computacional, automação industrial e

equipamentos de tratamento de minérios. É editor associado da Revista Tecnologia em Metalurgia, Materiais e

Mineração (ABM) na área de Mineração e revisor das revistas: African Journal of Business Management, american

Association for science and tecgnology, Anais da Academia Brasileira de Ciências, Espaço em Revista, Exacta, Holos,

Revista de Ciência e Tecnologia do Vale do Jequitinhonha, REM Revista Escola de Minas e Tecnologia em

Metalurgia, Materiais e Mineração.

3

Graduado em Engenharia de Minas pela Universidade Federal de Pernambuco, atualmente consultor de

processamento mineral de Fosfatos, atuou desde 2006 nas áreas de produção e beneficiamento mineral de fosfatos da

empresa Copebras.

4 Graduado em Geologia pela Universidade Estadual de Campinas – UNICAMP (2006), pós graduação em

Licenciamento Ambiental pela Universidade Gama Filho - UGF (2009), Programa de Desenvolvimento Gerencial pela

Fundação Dom Cabral - FDC (2013) e Programa de Excelência em Gestão pelo Gordon Institute of Business Science -

GIBS (2015). Foi geólogo de Exploração até 2010 na Divisão de Exploração da Anglo American, com experiência em

pesquisa de níquel laterítico, fosfato, nióbio, cobre, níquel (sulfetado) e platinóides. Foi coordenador de Geologia de

Curto Prazo até 2017 e atualmente é coordenador de Geologia de Longo Prazo da equipe Técnica da CMOC

International Brasil.

5

Engenheiro de Minas graduado pela Universidade Federal de Ouro Preto, com 26 anos de experiência em gestão de

processos de produção (mina e beneficiamento), manutenção e recuperação de áreas degradadas em mineração

(Minério de ferro, areia, calcário para cimento, bauxita, amianto, tântalo, cassiterita, espodumênio, feldspatos, nióbio),

pós graduação na Fundação Dom Cabral (MDP) e na Universidade de Navarra (AMP).

6

Engenheiro Químico pela Universidade Federal de Minas Gerais – UFMG (2007), Mestre em Engenharia Química

pela Universidade de São Paulo – USP (2014), possui Pós-Graduação na Fundação Getúlio Vargas em Administração

de Empresas (2010). Iniciou na empresa Angloamerican como trainee (2009), Desenvolveu-se como engenheiro de

Processos, Coordenador de Produção e Processos (2012), atualmente é Gerente de Processos e Qualidade na empresa

CMOC

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7

Técnico em Mineração (2014) e técnico em Química (2011), graduando em Engenharia de Produção pela UNA.

Possui cursos de extensão nas áreas de Gestão de Pessoas pela Universidade Federal de Goiás (2012) e curso de líder

coaching (2008). Atualmente supervisor do laboratório metalúrgico de Fosfatos na CMOC International.

Resumo: O fósforo tem sua principal aplicação na produção de ácido fosfórico, sendo a apatita o

principal minério contribuinte. As principais reservas brasileiras de fósforo são ígneas, como é o

caso do complexo alcalino de Catalão, onde a CMOC International possui suas operações. O

conteúdo de P2O5 no ROM vem sendo reduzido ao longo dos anos, como consequência, o conteúdo

de contaminantes no concentrado apatítico produzido por flotação vem aumentando, impactando

em maiores consumos de concentrado para a fabricação de fertilizantes somados a impactos

significativos em qualidade dos produtos finais. Com objetivo de aumentar a recuperação de P2O5,

a carga circulante do circuito de flotação de rocha fosfática da Copebrás foi submetida a

remoagem e os produtos dessa operação (d95 de 100, 150 e 74µm) foram submetidos a testes de

flotação em escala de bancada, os testes demonstraram aumento de eficiência de separação linear

crescente conforme o d95 reduzia, sendo que a amostra remoída a d95 74µm indica possibilidade

de aumento da produção de concentrado fosfático de cerca de 30% para a amostra estudada com

manutenção dos parâmetros de qualidade de concentrado dentro da especificação e aumento do

teor de Nb2O5 no rejeito final destinado ao processo de beneficiamento de Nb2O5.

Palavras-chave: Flotação, Contaminantes, Remoagem, Apatita, Carga Circulante.

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1. INTRODUÇÃO

A aplicação de fertilizantes e o desenvolvimento da fertilidade e bioprodutividade dos solos

demandam conhecimentos sólidos sobre o comportamento de considerável parte dos elementos

químicos da tabela periódica e sobre os minerais e rochas que os contém.

Todos os nutrientes, exceto o nitrogênio são de origem mineral. Sendo o uso de fertilizantes

requerido para aumentar a produtividade agrícola. No caso do Brasil, considerado um gigante neste

setor, indústria mais representativa na composição do PIB brasileiro, o ponto fraco está na alta

dependência do país em importações de fertilizantes.

Segundo dados da ANDA (Associação Nacional para Difusão de Adubos) de Janeiro a Julho de

2018 a produção nacional de fertilizantes foi de 4.464.052 toneladas enquanto que a importação de

fertilizantes foi de 13.445.462 toneladas.

Cerca de 80% das jazidas de fosfato no Brasil são de origem ígnea, sendo a exploração

econômica mais complexa.

A dependência brasileira de fertilizantes tem sido debatida há anos. A maior parte do fósforo

presente nos minerais pertencem ao grupo de fosfato de apatita Ca5(PO4)3(OH-,Cl

-,F

-), um fosfato

de cálcio cristalino, com um teor de P2O5 entre 4% e 15%. Os depósitos ígneos compõem

principalmente as minas brasileiras de rocha fosfática (em operação ou prospecção), com teores de

P2O5 abaixo se comparado aos depósitos sedimentares. O Fosfato brasileiro originado de depósitos

ígneos tem ocorrência simultânea de vários minerais de ganga, os mais frequentes são os óxidos de

ferro, micas, vermiculita, minerais portadores de titânio e carbonatos. Atualmente, a tecnologia

mais utilizada para o processamento de minérios ígneos é a flotação de espuma (Guimarães et al.,

2006, Albuquerque, 2010). A mineralogia complexa dos depósitos ígneos comparada com os

depósitos sedimentares, por exemplo, na Flórida (EUA) ou no Marrocos, levou à definição de

reagentes específicos para a flotação de espuma de rocha fosfática nos anos 70. A adoção de ácidos

carboxílicos, e especialmente do óleo de soja e óleo de arroz, como coletores e amido de milho

como depressor em processos de flotação permitiram a exploração econômica das minas de fosfato

brasileira, como Cajati (SP), Araxá (MG) e Catalão (GO) (Silva et al., 2017).

O processamento da rocha de fosfato da Copebras inclui as fases de cominuição por Moinho de

Barras (P80 de cerca de 0,77mm), seguido de separação magnética para remover magnetita e outros

minerais portadores de ferro (com percentual no ROM que varia de 28-35%), moagem de bolas

(P80 de cerca de 0,130mm), deslamagem de partículas <10 micrometros usando ciclones e flotação

de apatita direta em pH alcalino (normalmente em torno de 10). (Chaves et al., 2010).

A dificuldade encontrada na concentração de rocha fosfática por flotação também está

intimamente associada à distribuição mineralógica por faixa de tamanho. A eficiência de flotação da

apatita é dependente do processo de dissolução do sistema apatita/carbonato, modificando as

características físico-químicas da superfície dos minerais que constituem o minério fosfato. Por esta

razão, os concentrados de apatita normalmente possuem um grau significativo de contaminantes,

entre eles carbonatos (calcita e dolomita), óxidos de ferro e silicatos de alumínio e magnésio. No

caso dos depósitos carbonatíticos, com um teor significativo de dolomita, a pobre qualidade do

concentrado final também é devido à baixa seletividade dos coletores habituais utilizada na prática

da indústria (Paiva, 2011).

A Mina do Chapadão está em operação desde 1976 e em 2014 foi responsável por 21% da

produção brasileira de rocha fosfática (Fonseca, 2016). Situado no complexo alcalino Catalão I,

estado de GO, Brasil. A mina denominada por COPEBRÁS/CMOC Internacional desde 2016. Em

2015, a empresa produziu 1,1 milhões de toneladas de adubos de fosfato, 265kt de ácido fosfórico e

147kt fosfato dicálcico (DCP) para alimentação animal suplementar, de acordo com dados oficiais.

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O portfólio de produtos da empresa é composto, além disso, por ácidos sulfúrico e

hexafluorossilícico.

O mineral de fosfato de rocha alimenta duas unidades de processamento (denominadas 47 e 76)

e o fluxograma do processo pode ser visto na Figura 1. O circuito de flotação é constituído por uma

flotação de barita (flotação de apatita reversa, a pH 9,5) seguida por uma flotação de apatita direta a

pH 10, incluindo os estágios rougher, cleaner e scavenger (figura 2). Atualmente, o concentrado de

barita é vendido como um subproduto. Após a flotação, o concentrado de rocha fosfática é enviado

para um separador magnético de alta intensidade úmida (WHIMS) para reduzir o teor de ferro.

Figura 01. Fluxograma Processamento Rocha apatítica na Copebras/ CMOC International.

Dois aspectos foram motivadores para a realização deste trabalho: a dificuldade de

atendimento à especificação do teor de Fe2O3 no concentrado de apatita e a necessidade de

incremento na produção de concentrado de apatita dentro da especificação de qualidade afim de

atender as necessidades das plantas químicas e aderência ao cumprimento das metas orçamentarias

da empresa.

Figura 02. Circuito de Flotação de Apatita na Copebras/ CMOC International.

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2. METODOLOGIA

2.1. Caracterização Mineralógica

As amostras dos produtos de alimentação e de flotação foram caracterizadas mineralogicamente

no laboratório CRTI/UFG em Goiânia, Brasil (XRF, XRD e SEM / EDS). As amostras foram

inicialmente aquecidas a 105ºC por 12 horas. Para determinar a perda por ignição (LOI) ou ganho

(GOI), as amostras foram calcinadas a 900ºC por 2 horas. Uma alíquota de 1g da amostra calcinada

foi fundida com 9g de tetraborato de lítio. As medidas de fluorescência de raios-X (XRF) foram

realizadas num espectro Bruker S8 TIGER WDXRF, equipado com tubo Rh. A calibração foi

realizada com o pacote GeoQuant M da Bruker, composto de padrões de rochas e minerais.

As medições de difração de raios-X(XRD) foram realizadas em um difratometro Bruker D8

Discover operando a 40kV e 40mA com radiação monocromática a partir de um tubo de cobre

ânodo acoplado a um monocromador Johansson para Kα1, configuração-2θ θ Bragg-Brentano,

Lynxeye Um- detector dimensional e 2θ variam de 5 a 100º, com passo 0,01º. As amostras foram

mantidas em rotação a 15 rpm durante a medição. A determinação da composição modal mineral foi

realizada pelo método de Rietveld, que é baseado no ajuste de uma composição calculada para o

difratograma experimental medido. As imagens foram obtidas por microscopia electrónica de

varrimento (SEM) JEOL JSM-com um IT300 operado em alto vácuo, com voltagem de aceleração

de eletrons de 15 kV. A inspeção composicional foi realizada utilizando a técnica de espectroscopia

de energia dispersiva (EDS), com um detector X-MaxN da Oxford Instruments. As amostras foram

fixadas em fita adesiva de carbono sobre o porta-amostras de latão. Carbono foi usado como

material condutor para o revestimento da amostra.

2.2. Preparação de reagentes

O depressor utilizado foi o amido de milho e sua gelatinização alcalina foi realizada por adição

de 15g de hidróxido de sódio a uma solução de 400ml de água destilada e 37,5g de amido

(temperatura ambiente). A solução foi mantida sob agitação magnética até completa gelatinização.

Adicionou-se água destilada à solução até o seu volume atingir 500mL, produzindo uma

concentração final de 7,5% de amido de milho. O Lioflot 567 da Miracema Nuodex foi escolhido

como coletor de apatita. De acordo com o fabricante, o colector é uma mistura de ácidos

carboxílicos (92,62% do volume), ésteres, e triglicéridos, todos eles de origem vegetal,

especialmente desenvolvido para o fosfato de rocha ígnea brasileira. A saponificação do coletor foi

realizada adicionando 12,96g do coletor a 100mL de água destilada a quente (em torno de 95ºC) sob

agitação magnética. Água destilada foi adicionada à solução até que seu volume atingisse 200mL,

produzindo uma dosagem final de 6% do coletor. Soluções coletoras e depressoras foram utilizadas

diariamente frescas, a fim de evitar qualquer degradação do coletor ou retrogradação do depressor.

2.3. Testes de Flotação

Amostras de rocha fosfática foram coletadas na fábrica de processamento mineral

Copebras/CMOC antes da flotação da apatita. As amostras foram colocadas em escala de bancada

usando uma célula de flotação Denver de acordo com o procedimento interno PCT.13.001.050 da

Copebras/CMOC para produzir a carga circulante da flotação (concentrado scavenger + rejeito

cleaner). A Figura 3 mostra o fluxograma do procedimento PCT.13.001.050 e seus parâmetros

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operacionais. O pH foi ajustado com ácido sulfúrico e hidróxido de sódio, ambos a 1%. A coleta de

água de processo na usina de processamento mineral foi usada durante os experimentos. O

concentrado final, os rejeitos e as saídas das etapas foram analisadas por XRF.

Figura 03. Procedimento PCT 13.001.05 Copebras CMOC Internationa/CMOC para testes de

flotação de apatita em bancada.

A carga circulante, inicialmente com d95=208μm foi cominuída em escala piloto com moinho

de bolas (35% de enchimento) para produzir duas amostras diferentes em relação ao d95, sendo a

primeira (denominada amostra A) com d95=150μm, a segunda (chamada B) com d95=74μm. As

três amostras foram enviadas para testes de flotação, A e B imediatamente após a moagem. A

Tabela 1 apresenta o planejamento experimental de flotação. Os testes de flotação foram realizados

com três dosagem de coletores diferentes, a fim de verificar sua influência na flotação da apatita.

Todos os outros parâmetros de teste foram mantidos como mostrado na figura 3. Foram testadas três

dosagens diferentes de coletor e uma dosagem elevada de depressor (700 g/t) para as amostras A e

B. No entanto, a dosagem de Flotinor 071 da Clariant, usado como tensoativo em todos os testes,

foi mantida em 20 g/t. Os produtos de flotação foram caracterizados mineralogicamente.

Tabela 01: Planejamento Experimental de Testes de Flotação com a carga circulante

Amostra Testes % sólidos durante o

condicionamento

Coletor

(g/t)

Depressor

(g/t)

Carga circulante

sem remoagem

d95 = 208 μm

1.1 49.4 160 500

1.2 48.8 200 500

1.3 49.1 240 500

A

Depois da

remoagem

d95 = 150 μm

2.1 46.4 160 700

2.2 46.9 200 700

2.3 46.1 240 700

3.1 50.8 160 500

3.2 49.6 200 500

3.3 52.4 240 500

B

Depois da

remoagem

d95 = 74 μm

4.1 55.1 160 700

4.2 38.9 200 700

4.3 39.6 240 700

5.1 51.1 160 500

5.2 49.8 200 500

5.3 49.1 240 500

Parametros Operacionais Valor

Alimentação Tailings seco e analise XRF amido (g/t) 500

Coletor (g/t) 320

Tensoativo (g/t) 20

pH 10

Tensoativo Rotação (rpm) 1100

Flotação Rougher: Tempo de flo tação 2min

Condicionamento 2: Coletor 30s (50% dosagem coletor)

% sólidos

Condicionamento

Flotação

50

35

Condicionamento (min)

Flotação Cleaner: Tempo de flo tação 1,25min

Depressor

Coletor (rougher)

Coletor (Scavenger)

2,5

0,5

0,5

Flotação

Concentrado final: seco e analise XRF

Rougher

Cleaner

2

1,25

Scavenger 1,5

Condicionamento 1: Depressor 2,5min e coletor 30s (50%

dosagem coletor)

Flotação Scavenger: Tempo de Flotação 1,5min

Carga circulante: (middle+co ncentrado

scavenger)

seco e analise XRF

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3. RESULTADOS E DISCUSSÃO

A Análise de liberação de uma amostra de uma pilha aleatória, pilha 80 de 2017, figura 04,

demonstra as associações mineralógicas da apatita presente nos grãos do minério em diferentes

distribuições de tamanho, praticamente abaixo de 150#, 105µm, é que se tem maior disponibilidade

de apatita não associada presente, em granulometrias mais grossas, acima de 150#, observa-se

maior percentual de apatita com associação complexa.

Figura 04. Analise de associação mineralógica da Descarga do Moinho da pilha 80, processada em

2017 na Copebras, CMOC International.

Abaixo segue uma análise granuloquímica típica de um rejeito final da Usina de Fosfato, o teor

médio de P2O5 total dessa amostra é de cerca de 5,5% e cerca de 65% do P2O5 presente nesse fluxo

é distribuído em frações acima de 150µm conforme Figura 05.

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Figura 05. Distribuição de P2O5 amostra de rejeito de flotação Usina.

A figura 6 apresenta a caracterização mineralógica do rejeito de flotação. É possível notar que o

quartzo foi a principal fase da amostra (46,19%), seguida por apatita (23,26%) e hematita (11,42%).

Pela micrografia é possível visualizar que este fluxo apresenta quantidade significativa de apatita

associada de outros contaminantes, principalmente sílica e ferro.

(a)

(b)

(c)

(d)

(e)

Figura 06. Caracterização Mineralógica da amostra de rejeito da flotação. (a) análise

quantitativa pelo método de Rietveld. Mapa composicional obtido por EDS da imagem SEM: (b)

Global, (c) P, (d) Ca, e (e) Fe.

0,0

10,0

20,0

30,0

40,0

10 100 1000

% r

eti

do

micrometro

Distribuições % P2O5 retido rejeito scavenger

rejeito scavenger

05

101520253035404550

Qu

artz

o

Ap

atit

a

Hem

atit

a

Go

etit

a

Mag

net

ita

Ilmen

ita

Go

rcei

xita

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Analises granulométricas dos fluxos que alimentam a flotação rougher indicam que o fluxo

“mais grosso” é o da carga circulante, constituída pelo concentrado scavenger somado ao rejeito

cleaner, cerca de 60% da massa nesse fluxo é maior que 100µm.

A figura 7 apresenta a caracterização mineralógica da alimentação de flotação (testes 1.1 a 1.3).

É possível notar que a apatita foi a principal fase da amostra (55,24%), seguida por quartzo

(23,34%) e hematita (7,33%). De acordo com os resultados da FRX, a alimentação média de

flotação apresentou cerca de 54,63% de apatita (22,85% de P2O5), o que concorda com os

resultados da DRX. A Tabela 2 mostra os resultados médios de FRX para a alimentação de flotação

(testes 1.1 a 1.3).

A Figura 8 mostra os resultados de flotação (alimentação, rejeitos e concentrado) e recuperação.

A flotação da carga circulante, sem a etapa de moagem adicional (ensaios 1.1 a 1.3), produziu

concentrados com teor de P2O5 maior ou igual à indústria do limiar (36,8%). Embora a maior

recuperação de apatita (97,01%) foi obtida por ensaio 5.3 (Amostra B com D95 = 74 micrometros)

usando 500 g/t de depressor e 240 g/t do coletor, este teste só produziu teor de P2O5 de 34,97%. Os

testes 5.1 e 5.2 (Amostra B) não atingiu o limite de teor de P2O5 Industrial, mas eles mostraram alta

massa e recuperações metalúrgicas e consideravelmente baixo teor de P2O5 nos rejeitos. Portanto,

esta amostra é adequada para um estágio de limpeza adicional, o que poderia elevar o conteúdo de

P2O5 no concentrado.

(a)

(b)

(c)

(d)

(e)

Figura 07. Caracterização Mineralógica da amostra de alimentação da flotação. (a) análise

quantitativa pelo método de Rietveld. Mapa composicional obtido por EDS da imagem SEM: (b)

Global, (c) P, (d) Ca, e (e) Fe.

55,24

23,34

7,33 4,70

2,10 2,08 1,73 0,92 0,78 0,61

0

10

20

30

40

50

60

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Tabela 02. Resultados de analises de XRF para a amostra de alimentação da flotação do teste

01(carga circulante sem remoagem) e especificação industrial do concentrado final.

Alimentação P2O5 CaO Fe2O3 SiO2 Al2O3 MgO BaO

Teor 22.85 29.30 18.81 18.62 0.95 0.83 0.58

Desvio Padrão 0.09 0.09 0.27 0.24 0.02 0.01 0.01

Especificação ≥ 37 - ≤ 0.82 ≤ 2.90 ≤ 3 ≤ 0.50 ≤ 0.50

Como esperado, o teor de Fe2O3 não poderia ser reduzido a valores inferiores a 2,8% em um

único estágio de flotação, como mostrado na figura 7. Esse resultado está de acordo com os

resultados industriais e explica a adoção do WHIMS no final da concentração de rocha fosfática.

Embora não tenha havido nenhuma tentativa de remover os minerais que contêm ferro por meio de

flotação, os testes anteriores realizados no Copebras/CMOC mostraram baixa seletividade e fraca

recuperação em comparação com um único estágio de separação magnética de alto campo. Os

resultados sugerem que para a Amostra B (teor médio de Fe2O3 de 3,7%) foi capaz de produzir

melhores concentrados em relação ao conteúdo de Fe2O3. Em geral, um aumento na dosagem de

depressor, de 500 para 700g/t, produziu uma diminuição no teor de Fe2O3 no concentrado, como

esperado. Por outro lado, um aumento na dosagem do coletor produziu um aumento no conteúdo de

Fe2O3 no concentrado, indicando que as partículas de apatita são ainda associadas aos minerais de

óxido de ferro, o que corrobora os resultados encontrados por MEV/EDS para associação mineral.

Figura 08. Resultados dos testes de flotação, conteúdo e recuperação por óxidos.

O teste 1.1 foi escolhido como a opção mais próxima do resultado da Usina para realizar os

testes de flotação padrão com a amostra da alimentação da flotação, dessa forma realizou-se o teste

da segunda fase, onde foi avaliado o potencial de ganho com a remoagem da carga circulante.

Na amostra da alimentação da flotação as condições de dosagem no teste padrão foram:

160g/t de coletor, 500g/t de depressor e 20g/t de tensoativo. Coletou-se a carga circulante e

procedeu-se com os testes de remoagem desse fluxo em tamanhos de d95 de 150, 100 e 74 µm.

Com base nos testes 2.1 a 5.3 realizados com as amostras A e B na primeira fase, definiu-se

a condição de dosagem dos testes sem remoagem e com remoagem para as amostras: tal qual,

1,1 1,2 2,1 2,2 2,3 4,2

P₂O₅ 37,45 37,18 36,89 37,46 37,15 37,52

CaO 48,42 48,22 48,08 48,58 48,19 48,57

Fe₂O₃ 3,46 4,25 3,62 3,41 3,58 3,12

SiO₂ 1,57 2,03 1,79 1,40 1,56 1,38

Al₂O₃ 0,75 0,77 0,80 0,70 0,76 0,74

MgO 0,34 0,39 0,32 0,28 0,31 0,28

BaO 0,31 0,34 0,46 0,39 0,42 0,42

Recovery 89,00 89,85 68,24 58,11 48,01 73,14

Mass rec. 54,07 55,36 49,23 46,34 36,72 49,69

0102030405060708090100

0

10

20

30

40

50

60

Recu

pera

çã

o d

e P

2O

5 (

%)

P2O

5 e C

aO

(%

)

Testes de Flotação

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amostra A(d95=150µm), amostra B(d95=100µm) e C(d95=74µm), a serem realizados na segunda

fase e que podem ser visualizadas na tabela 3.

Tabela 03. Condições de dosagem utilizadas nos testes de flotação com a carga circulante da

flotação. Amostra Teste de Flotação Depressor (g/t) Coletor (g/t) Tensoativo (g/t)

Al. Flotação Padrão 500 160 20 Tal qual CCF da Flotação tal qual 500 240 20

A CCF da Flotação com

remoagem, d95=150µm 500 235 20

B CCF da Flotação com

remoagem d95=105μm 500 220 20

C CCF da Flotação com

remoagem d95=74µm 500 200 20

Na Figura 9 são demonstrados os resultados de recuperação mássica e metalúrgica obtidos no

teste de flotação em bancada nas condições testadas. Na figura 10 é possível visualizar os resultados

de Recuperação mássica e metalúrgica obtidos no balanço global da flotação modelado, os dados

demonstram possibilidade de aumento de recuperação mássica e metalúrgica no circuito superior a

30% para a amostra testada.

Figura 09. Resultados Recuperação em massa e de P2O5 testes de flotação em bancada.

Figura 10. Resultados Modelamento Balanço da Flotação Recuperação e Teores.

24

,96

36

,31

42

,25

43

,73

54

,27

43

,12

49

,84

61

,42

61

,53

74

,38

0

20

40

60

80

Carga circulanteFlotação

Carga circulanteFlotação Flotadasem remoagem

Amostra A(d95=150µm)

Amostra B(d95=100µm)

Amostra C(d95=74µm)

Rec

up

eraç

ão %

Condições teste

Recuperação mássica e metalúrgica de P2O5 obtido nos testes em bancada

Distribuição massa Distribuição P2O5

27

,3

34

,7

35

,1

37

,6

46

,8

59

59

,1

62

,9

37,02 37,67 37,17 36,9

2,32 2,04 2,26 2,41 0

10

20

30

40

010203040506070

Tal qual Amostra A(d95=150µm)

Amostra B(d95=100µm)

Amostra C(d95=74µm)

Teo

r %

Rec

up

era

ção

%

Condições teste

Recuperação mássica e metalúrgica de P2O5 obtido no balanço da flotação

Recuperação massica Global Recuperação metalurgica Global

P2O5 Concentrado Final Fe2O3 Concentrado Final

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Outro aspecto importante abordado na pesquisa foi a mudança no perfil granulométrico do

concentrado final de apatita com a inserção da operação de remoagem da carga circulante da

flotação que necessita de avaliação técnica sobre o impacto nas operações de partições da

Filtragem, cliente do processo de Concentração. A Figura 10 aborda as diferentes curvas

granulométricas dos concentrados obtidos nos testes com a remoagem da carga circulante.

Figura 11. Distribuição granulométrica dos concentrados obtidos nos testes.

4. CONCLUSÕES

A remoagem da carga circulante da flotação representa potencial de melhoria da qualidade de

concentrado de apatita de uma forma geral, além de promover aumento de recuperação mássica e

metalúrgica no processo de flotação, os testes indicaram uma possibilidade de incremento em

recuperação mássica e metalúrgica superior a 30% para a amostra testada, no caso, a opção de

remoagem a d95 de 74µm, atendeu aos parâmetros de qualidade e obteve maior recuperação entre

as opções.

A carga circulante da flotação de apatita, foi estabelecida para o minério estudado e pode variar

segundo a diferente composição mineralógica do minério alimentado no circuito podendo impactar

em números diferenciados de ganho mássico e metalúrgico.

A remoagem da carga circulante da flotação promove mudanças no perfil granulométrico do

concentrado de apatita que podem impactar a partição dos volumes de “grossos” e “finos”

disponibilizados às plantas químicas, caso se opte pela inserção da remoagem da carga circulante na

flotação de apatita.

Ficou evidenciado que o produto da remoagem da carga circulante da flotação exige uma

condição de dosagem de coletor de apatita e depressor menor, mas é preciso avaliar se a flotação

por arraste mecânico pode impactar negativamente na seletividade do processo.

0,0

10,0

20,0

30,0

40,0

50,0

60,0

70,0

80,0

90,0

100,0

0,0

0

0,0

2

0,0

3

0,0

5

0,0

6

0,0

8

0,0

9

0,1

1

0,1

2

0,1

4

0,1

5

0,1

7

0,1

8

0,2

0

%

Tamanho (mm)

% Distribuição em massa passante acumulada Amostras de Concentrados da flotação padrão e blendados com os

concentrados obtidos na flotação de CCF

Concentrado de apatita Flotação Padrão Concentrado Flotação + blend Misto sem remoagemConcentrado flotação + blend misto Moído P95 100# Concentrado Flotação + blend Misto Moído P95 150#Concentrado Flotação + blend Misto Moído P95 200#

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5. REFERÊNCIAS

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Edição/Ed. Adão Benvindo da Luz, João Alves Sampaio e Silvia Cristina Alves França - Rio de

Janeiro: CETEM/MCT, 963p. (in Portuguese)

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6. DIREITOS AUTORAIS

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