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Governador

Vice Governador

Secretária da Educação

Secretário Adjunto

Secretário Executivo

Assessora Institucional do Gabinete da Seduc

Coordenadora da Educação Profissional – SEDUC

Cid Ferreira Gomes

Domingos Gomes de Aguiar Filho

Maria Izolda Cela de Arruda Coelho

Maurício Holanda Maia

Antônio Idilvan de Lima Alencar

Cristiane Carvalho Holanda

Andréa Araújo Rocha

CONCENTRAÇÃO MINERAL

PROFESSOR INACIO DE SOUZA

2013

Mineração - Concentração 2

SUMÁRIO

1. TRATAMENTO DE MINÉRIOS 5

1.1. CONCEITUAÇÃO 5

1.2. BENEFICIAMENTO DO MINÉRIO 6 1.2.1. FRAGMENTAÇÃO 6 1.2.2. CLASSIFICAÇÃO 8

1.3. O BENEFICIAMENTO DE MINÉRIOS E O MEIO AMBIENTE 9

1.4. EXEMPLOS DE BENEFICIAMENTO DE ALGUMAS SUBSTÂNCIAS MINERAIS 10

1.5. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS 15

2. CONCENTRAÇÃO 16

3. SEPARAÇÃO / CONCENTRAÇÃO GRAVITICA OU GRAVIMETRICA 18

3.1. PRINCÍPIOS DE CONCENTRAÇÃO GRAVÍTICA 19

3.2. CRITÉRIO E EFICIÊNCIA DE CONCENTRAÇÃO GRAVÍTICA 23

3.3. EQUIPAMENTOS GRAVÍTICOS 24 3.3.1. Calha Simples 24 3.3.2. Calha Estrangulada 25 3.3.3. Concentrador Reichert 26 3.3.4. Mesa Plana 28 3.3.5. Jigue 29 3.3.6. Mesa Oscilatória 31 3.3.7. Espiral 32 3.3.8. Hidrociclone 35 3.3.9. Concentrador Centrífugo 37

3.4. RECUPERAÇÃO DE FINOS 39

3.5. CONSIDERAÇÕES FINAIS 40


4. SEPARAÇÃO MAGNÉTICA 42

4.1. INTRODUÇÃO 43

4.2. FUNDAMENTOS TEÓRICOS 43

4.3. DESCRIÇÃO DOS EQUIPAMENTOS 48 4.3.1. Separador Magnético a Úmido de Alta Intensidade para Laboratório 49 4.3.2. Separador Magnético Tipo Carrossel 50 4.3.3. Separador de Correias Cruzadas 51 4.3.4. Separador de Rolo Induzido 52

4.4. APLICAÇÕES PRÁTICAS 54


5. SEPARAÇÃO ELETROSTÁTICA 54


5.2. TIPOS DE SEPARADORES 57 5.2.1. Separadores Eletrodinâmicos 57 5.2.2. Separadores de Placas Condutoras 58

5.3. INFLUÊNCIA DO AMBIENTE OPERACIONAL 59

5.4. INFLUÊNCIA DA GRANULOMETRIA 60

5.5. PRINCIPAIS APLICAÇÕES 60


5.7. ANEXO 63

6. QUIMICA DE SUPERFICIE 65

6.1. TIPO DE LIGAÇÃO QUÍMICA E ESTRUTURA CRISTALINA 66

6.2. TERMODINÂMICA DE INTERFACES, DEFINIÇÕES E CONCEITOS. 68 6.2.1. Termodinâmica de Adsorção 72 6.2.2. Termodinâmica de Adsorção na Interface Ar-Líquido 73

6.3. HIDROFOBICIDADE E SUA RELAÇÃO COM A FLOTAÇÃO 74 6.3.1. Cálculo do Ângulo de Contato 77

6.4. SURFATANTES EM SOLUÇÃO 80

6.5. A DUPLA CAMADA ELÉTRICA 90

6.6. ENERGIA LIVRE DE ADSORÇÃO DE SURFATANTES 102


7. FLOTAÇÃO 108


7.2. PROCESSOS DE FLOTAÇÃO 111

7.3. EQUIPAMENTOS 112 7.3.1. Principais Fabricantes Células de Flotação Mecânica 115 7.3.2. Condicionadores 119 7.3.3. Dosagem e Alimentação de Reagentes 120 7.3.4. Operações Auxiliares 121

7.4. CIRCUITOS DE BENEFICIAMENTO 126

7.5. PRINCIPAIS USINAS DE FLOTAÇÃO NO BRASIL 131

7.6. INSTALAÇÕES DE BENEFICIAMENTO 133

7.7. REAGENTES DE FLOTAÇÃO 134 7.7.1. Coletores 135 7.7.2. Coletores Aniônicos Oxidrílicos 136 7.7.3. Coletores Aniônicos Sulfidrílicos 138


7.7.4. Coletores Catiônicos 141 7.7.5. Espumantes 141 7.7.6. Reagentes Modificadores 143

7.7.6.1. Depressores 143

7.7.6.2. Ativadores 144

7.7.6.3. Reguladores de pH 144

7.7.6.4. Dispersantes 144

7.7.7. Outros Reagentes 144

7.8. DESENVOLVIMENTOS RECENTES 144 7.8.1. Células Pneumáticas 145 7.6.1. Miniusina de Flotação 145 7.6.1. "Air-sparged Hidrocyclone" 147


8. SELEÇÃO MANUAL 149


1. TRATAMENTO DE MINÉRIOS

Descrição: Este documento apresenta os principais conceitos do beneficiamento de minérios, seus processos e aplicações para minerais industriais, argila, agregados para construção civil, gemas, diamante e ouro.

Palavras-chave: britagem, moagem, peneiramento, classificação, concentração, mesa vibratória, jigue, flotação.

1.1. CONCEITUAÇÃO Para efeito das Normas Reguladoras de Mineração (NRM) o beneficiamento ou tratamento de minérios visa preparar granulometricamente, concentrar ou purificar minérios por métodos físicos ou químicos sem alteração da constituição química dos minerais. Segundo a NRM-18 - Beneficiamento todo projeto de beneficiamento de minérios deve: *Otimizar o processo para obter o máximo aproveitamento do minério e dos insumos, observadas as condições de economicidade e de mercado; e *Desenvolver a atividade com a observância dos aspectos de segurança, saúde ocupacional e proteção ao meio ambiente. Todo projeto de beneficiamento de minério deve fazer parte do Plano de Aproveitamento Econômico (PAE), documentação exigida pelo DNPM, devendo constar de pelo menos: *Caracterização do minério:

I- composição mineralógica; II- plano de amostragem adotado; III- forma de ocorrência dos minerais úteis; IV-análise granulométrica com teores do minério, antes e após a fragmentação; e V- descrição detalhada dos ensaios;

*Fluxograma de processos e de equipamentos, incluindo a localização dos pontos de amostragem; *Balanços de massa e metalúrgico; *Caracterização dos produtos, subprodutos e rejeitos; *Planta de situação e arranjo geral da usina em escala adequada, incluindo áreas de estoques, depósitos de rejeitos, bacias de decantação, canais de escoamento de efluentes e outros elementos de transporte de material; e *Outros elementos notáveis do projeto.


1.2. BENEFICIAMENTO DO MINÉRIO Os minerais constituem os insumos básicos mais requeridos pela civilização moderna. São utilizados nas indústrias do aço (ferro), cerâmica (argilas, caulim, calcários, feldspatos, filitos, quartzo, talco, etc.); do vidro (quartzo, calcários, feldspatos, etc.); de cimento e cal (calcários, gipsum, etc.); química (cloretos, fosfatos, nitratos, enxofre etc.); de papel (caulim, carbonato de cálcio, talco, etc.); bem como na construção civil (areia, brita e cascalho), além das espécies consideradas insumos da indústria joalheira (gemas). Nem sempre esses minerais apresentam-se na natureza na forma em que serão consumidos pela indústria, quer seja por suas granulometrias (tamanhos) quer por estarem associados a outros minerais, que não têm interesse ou são indesejáveis para o processo industrial a que se destinam. É exatamente para a adequação dos minerais aos processos industriais que se utiliza o beneficiamento dos minérios. A seguir serão apresentados alguns dos mais importantes processos do beneficiamento do minério.

1.2.1. FRAGMENTAÇÃO

A fragmentação ou redução de tamanho é uma técnica de vital importância no processamento mineral. Um minério deve ser fragmentado até que os minerais úteis contidos sejam fisicamente liberados dos minerais indesejáveis. Às vezes, a redução de tamanho visa apenas à adequação às especificações granulométricas estabelecidas pelo mercado, como, por exemplo, a fragmentação de rochas como o granito ou calcário para a produção de brita. Em todos os casos, a fragmentação é uma operação que envolve elevado consumo energético e baixa eficiência operacional, representando, normalmente, o maior custo no tratamento de minérios. A fragmentação é quase sempre dividida em várias etapas, para minimizar seus custos e não fragmentar as partículas além do necessário. As etapas iniciais da fragmentação, quando ainda são gerados tamanhos relativamente grandes de partículas (diâmetros até aproximadamente 1 milímetro), são chamadas de britagem. Quando a fragmentação visa atingir tamanhos bem menores (por exemplo: 0,074 milímetros), dá-se o nome de moagem. Os circuitos de fragmentação podem incluir apenas etapas de britagem ou de britagem associada à moagem. Os equipamentos que fazem a britagem são chamados de britadores e os de moagem moinhos. Existem diferentes tipos de britadores e moinhos disponíveis. São exemplos de britadores mais utilizados nas operações mineiras: britadores de mandíbulas e britadores giratórios. Em relação aos moinhos tem-se: moinho de martelos, moinho de rolos, moinho de barras e moinho de bolas, entre outros. A escolha do melhor tipo de britador e moinho para a fragmentação depende de características próprias dos minérios e dos tamanhos que têm que ser gerados. Usualmente, os fabricantes desses equipamentos


disponibilizam esse tipo de informação. As Figuras 1 e 2 apresentam um britador e um moinho.

Figura 1- Britador de Mandíbulas

Figura 2 - Moinho de bolas


1.2.2. CLASSIFICAÇÃO

Classificação é o processo de separação de partículas por tamanho. A classificação opera, geralmente, junto com as etapas de fragmentação. A classificação de partículas controla os tamanhos que são gerados no processo de fragmentação e tem como objetivos principais: • Verificar se o tamanho das partículas do minério está dentro das especificações de mercado. Esse é um objetivo da classificação muito utilizado para os minerais de uso direto na indústria, como a brita e a areia para a construção civil; • Verificar se a granulometria produzida nos equipamentos de fragmentação atingiu o tamanho no qual as partículas dos minerais de interesse (úteis) já se separaram fisicamente dos outros minerais que estão no minério. Os equipamentos de classificação mais comuns são: • Peneiras – utilizadas apenas para a classificação de partículas mais grosseiras, usualmente trabalham com os produtos da britagem. Podem operar a seco e a úmido; • Classificadores mecânicos – operam com tamanho de partículas menores que as peneiras, mas são ineficientes para trabalhar com partículas muito finas (em média menores que 0,105 milímetro). Trabalham quase sempre a úmido, Exemplo típico: classificador espiral ou parafuso sem fim; • Ciclones – utilizados na faixa de tamanhos onde os classificadores mecânicos atuam, com a diferença que são muito eficientes para separarem partículas muito finas. Podem, também, operar a seco ou a úmido.

Figura 3 - Peneira Vibratória


Figura 4 - Classificador espiral

Figura 5 - Hidrociclone Figura 6 - Conjunto de hidrociclones

1.3. O BENEFICIAMENTO DE MINÉRIOS E O MEIO AMBIENTE A situação ideal para a atividade mineral é que o produto da lavra seja integralmente aproveitado, ou seja: que todos os minerais contidos no minério lavrado sejam aproveitados economicamente. Essa não é, entretanto, a realidade. Normalmente o produto da lavra é beneficiado gerando um concentrado e um rejeito. Quando os rejeitos contêm muitos minerais de interesse econômico significa que os procedimentos utilizados no beneficiamento não foram bons, caracterizando o que se chama: BAIXA RECUPERAÇÃO no beneficiamento. Essa baixa recuperação, além de


significar perdas financeiras, leva a um aumento do volume de rejeitos que serão dispostos no meio ambiente, aumentando o impacto ambiental da atividade. Logo, o beneficiamento de minérios, quando bem feito, contribui para diminuir o volume de rejeitos e, consequentemente, para minimizar impactos ambientais. Por outro lado, a utilização de técnicas de beneficiamento pode contribuir se mal utilizadas, para uma poluição do ar, solo e rios. São exemplos:

• Amalgamação de ouro com mercúrio; • Efluentes dos processos de flotação lançados em rios contendo reagentes químicos como: amônia, sulfetos e metais pesados, entre outros; • Alto teor de partículas finas lançadas no ar nos processos de britagem e moagem a seco.

Portanto, o beneficiamento de minérios tem que ser utilizado de forma adequada, com conhecimento sobre o assunto, para que ele possa contribuir para diminuir e não aumentar o impacto ambiental.

1.4. EXEMPLOS DE BENEFICIAMENTO DE ALGUMAS SUBSTÂNCIAS MINERAIS

Feldspato: As rochas a serem lavradas para obtenção do feldspato são rochas silicáticas, compostas predominantemente, por feldspatos e quartzo. Abrangem rochas como pegmatitos, granitos, sienitos, monzonitos, charnoquitos, além de diabásios e basaltos, como também rochas gnáissicas e migmatíticas. Numa primeira etapa do beneficiamento, o minério é submetido à britagem, moagem, peneiramento e a classificação granulométrica, gerando dois produtos: grossos (-0,6mm e +0,15 mm) e finos (-0,15mm). Numa segunda etapa, os produtos são submetidos à separação magnética (via seca para grossos e via úmida para finos). O produto final da britagem, menor que 25 mm, é submetido a uma moagem via úmida, a seguir o minério moído a úmido sofre uma deslamagem, a fim de ser eliminada a fração menor que γ8 .. Quando o minério atingir um tamanho adequado, iniciam-se as operações de flotação. A primeira flotação é feita para separar a mica, depois inicia-se a flotação dos minerais de ferro, que são encaminhados para o rejeito. A britagem, moagem, flotação da mica e flotação do ferro já produzem uma mistura de feldspato com relativa pureza, que pode ser utilizada em diversos setores cerâmicos. Para ser vendida a segmentos mais exigentes, essa mistura, após ser filtrada e seca em fornos rotativos, passa por uma separação magnética de alta intensidade, a fim de diminuir os teores de ferro. Caso seja exigido um produto de alta pureza, o material, antes de ser filtrado e seco, passa por uma terceira flotação e, posteriormente, sofre as operações de filtragem, secagem e de separação magnética (Coelho, 2001). Os concentrados finais obtidos são submetidas à análises químicas e a ensaios cerâmicos básicos (“cone de queima”Ψ, visando avaliar suas características e seu comportamento quanto à fusibilidade.


No beneficiamento de feldspatos oriundos de rochas pegmatíticas são empregadas várias técnicas como fragmentação, flotação, separação magnética e calcinação. O feldspato beneficiado é caracterizado por meio de difração de raios-X, análises químicas e ensaios físicos do mineral. Aqueles feldspatos com um desempenho satisfatório permitirão sua participação na formulação de várias massas cerâmicas. Ressalta-se que todos os produtos obtidos são misturas homogêneas de feldspato potássico, feldspato sódico cálcico e quartzo, com baixo teor de ferro. Além disso, o processo produtivo permite recuperações significativas de concentrados com custos operacionais e de investimento, relativamente baixos. Quartzo: A partir de areias feldspáticas, o minério é levado da frente de lavra direto para a usina de beneficiamento passando pelos processos de desagregação; deslamagem (hidrociclones); peneiramento; flotação dos óxidos de ferro para poder separar, posteriormente, o quartzo do feldspato; filtragem; secagem e moagem. No processo de flotação usa-se o ácido fluorídrico para deprimir o quartzo e amina primária para flotar o feldspato. Em lavras de pegmatito após desmonte com explosivo é feita uma catação manual e posterior fragmentação, podendo passar, também, por processo de lapidação quando possuir características gemológicas. Os cristais piezelétricos de quartzos naturais e sintéticos são úteis na produção de sementes para o cultivo. As lascas de quartzo têm agora maior aproveitamento, fornecendo principalmente os nutrientes necessários à produção do quartzo cultivado e obtenção de granulado de quartzo para fusão usado na fabricação de fibra ótica. A produção de quartzo está relacionada à sua utilização a exemplo do quartzo para indústrias de alta tecnologia (cristais piezelétricos e lascas de alta pureza); do quartzo industrial comum (leitoso); e do quartzo ornamental (variedades coloridas - gemas). Mica: Mica é um termo genérico aplicado ao grupo de minerais alumino-silicatos complexos, possui estrutura lamelar, compreendendo diferentes composições químicas e propriedades físicas. Na composição mineralógica dos pegmatitos predominam os feldspatos, quartzo e micas (moscovita e biotita). A moscovita, como mineral primário, origina-se em rochas como pegmatitos e alasquitos. O beneficiamento da rocha pegmatítica para caulim, feldspato, quartzo e turmalina produz um grande volume de rejeitos com elevados teores de moscovita (conhecida como mica “lixo”Ψ, que necessita de um beneficiamento para futuras aplicações industriais, o que pode resultar numa diminuição do impacto ambiental. A moscovita tem diversas aplicações industriais, dentre elas destaca-se a sua utilização para obter pigmentos necessários às indústrias de tintas, cosméticos e plásticos. Entretanto, esse mineral precisa de moagem especial para reduzir o tamanho de partícula (fragmentação), ser submetido à concentração gravítica em mesa vibratória para retirada de areia e minerais pesados, moagem especial, deslamagem (retirada de finos) e processos químicos para diminuir o teor de ferro através de ensaios de lixiviação utilizando soluções de ácido sulfúrico em concentrações de 5, 10, 15, 20 e 25% e ácido clorídrico a 5M (molar).


O método de recuperação da mica “lixo” pode ser bastante utilizado pelos mineradores por se tratar de um processo de baixo custo com tecnologia limpa, por conseguinte, ao alcance dos mesmos. Além disso, essa tecnologia oferece a obtenção de um insumo mineral adequado á produção de pigmentos, produtos com elevado valor agregado. Caulim: Sua especificação de uso é baseada no método de preparação ou purificação industrial e em características físicas e químicas específicas das indústrias a que se destina (COMIG, 1994). A maioria dos caulins por apresentar contaminantes que comprometem sua alvura (qualidade), pode sofrer branqueamento pela adição de produtos químicos. A quantidade total de ferro presente no caulim pode variar de 0,2 a 1,0%, sem afetar significativamente a qualidade do caulim para revestimento (D' Almeida, 1991). A partir desse nível, utiliza-se hidrossulfito de zinco ou zinco metálico, para a redução do ferro trivalente (Fe³+) a divalentes (Fe²+), tornando-o solúvel (Ampiam, 1979). O Fe³+ na forma de hematita (Fe2O3) provoca cor avermelhada e, na forma de goethita – FeO(OH) – a cor amarelo-creme (Jepson, 1988). As principais aplicações industriais do caulim incluem: cerâmicas, cargas para tintas, borrachas, plásticos e cobertura para papel, refratários e inseticidas, adubos químicos e outras aplicações (Petri & Fúlfaro, 1983). Talco: O beneficiamento ocorre a partir do desmonte da rocha que contém o minério, com a seleção manual do minério, que segue para usinas de beneficiamento, onde sofre uma lavagem com água em tambores giratórios, seguindo para instalações de britagem, para processamento final nas etapas de moagem, classificação, blendagens, micronização, desbacterização, embalagem e comercialização. Nas usinas de beneficiamento também é empregada à técnica da flotação. Argila: As argilas são caracterizadas como matérias-primas de baixo valor unitário, fato este que não viabiliza o seu transporte a grandes distâncias, condicionando a instalação de unidades industriais cerâmicas o mais próximo possível das jazidas. Após a lavra as argilas são beneficiadas, de acordo com o setor a que se destinam: cerâmicas branca ou vermelha diferenciadas pelas colorações apresentadas após a queima. As argilas são submetidas à análise química para verificação da sua composição e ensaios tecnológicos como perda ao fogo, retração linear, tensão de ruptura à flexão, absorção de água, porosidade aparente, massa específica e cor, posteriormente são submetidas à difratometria de raios-X para determinação quantitativa de sua composição mineralógica. Na fabricação de pavimentos e revestimentos a argila é submetida à moagem por via seca ou úmida, preparação da composição, extrusão, conformação, prensagem e queima. Dentre as diversas substâncias minerais consumidas, no setor cerâmico, destacam-se, em face ao volume de produção atingido, as argilas de queima vermelha ou argilas comuns que respondem pelo maior consumo, sendo especialmente utilizadas na cerâmica vermelha e de revestimento, às vezes constituindo a única matéria-prima da massa.


Dois outros importantes setores cerâmicos, consumidores de minerais industriais são as indústrias de vidro e de cimento. Entretanto, esses dois setores constituem segmentos tratados à parte, tendo em vista os seus portes e características. Em geral, o abastecimento destes setores é feito por mineração de médio a grande porte, tradicionalmente bem conduzida, com exceção de feldspato para a indústria de vidro. Gemas e “Diamante”: O beneficiamento começa na seleção das pedras a serem tratadas, utilizando-se a princípio o método da seleção manual, além de tratamentos térmicos, tingidura com corantes e uso de líquidos para corrigir defeitos. A radiação eletromagnética, raios gama, feixe de elétrons e nêutrons também são usados para modificação ou indução de cores em alguns minerais como topázios incolores, turmalinas, quartzo, ametistas, diamantes, kunzita, berilo (esmeraldas) e pérolas, para posterior lapidação. Os reagentes utilizados irão compensar o exíguo tempo de exposição, catalisando e acelerando as reações físicas e químicas. Entretanto, os resultados do beneficiamento são sempre imprevisíveis, dependem do sistema cristalino, da formação e da origem da pedra, do tipo de pigmento e das inclusões na rede cristalina formadora do cristal. Agregados (areia, brita e cascalho): Insumos minerais mais consumidos mundialmente de emprego imediato na indústria da construção civil; Areia: O beneficiamento da areia para construção é um processo executado concomitantemente à lavra e se constitui de lavagem, peneiramento, classificação e desaguamento (secagem). A lavagem pode ser considerada como uma operação de beneficiamento nos métodos da lavra da cava seca e da cava submersa, com sucessiva movimentação e lavagem da areia. No método de lavra em leito de rio, pelo fato da areia ser succionada diretamente da jazida até as peneiras dos silos, não chega a se caracterizar de fato uma operação de beneficiamento. Na lavra da cava seca, a lavagem é mais intensa e feita mediante o jateamento d’água na areia armazenada nos tanques de decantação, e proveniente da caixa de acumulação, a classificação dos produtos é iniciada por um peneiramento, com a retirada do material mais grosso (concreções / pedrisco / cascalho), em grelhas ou peneiras estáticas. Brita: As operações de beneficiamento são puramente mecânicas e consistem em britagem primária, secundária e rebritagem em uma ou duas etapas (britagens terciária e quaternária) que pode ser realizada a seco ou a úmido. O britador primário, de mandíbulas, faz a britagem dos matacões, e neste ponto pode ou não ocorrer lavagem da pedra, para a diminuição de material pulverulento durante a fragmentação e classificação da rocha. No caso de ocorrer lavagem, as partículas menores são estritamente produzidas nas fases seguintes e são isentas de quaisquer impurezas anteriores, tais como capeamento, matéria orgânica, dentre outras. Quando não há lavagem, é comum a separação de bica


corrida quando não há lavagem após a primeira britagem, quando então o material é enviado para ser comercializado sem qualquer classificação. Após a britagem no britador primário, há a formação de pilhas-pulmão, que alimentam os britadores secundários. O britador secundário pode ser de mandíbulas ou do tipo cônico. Os britadores terciário e quaternário são cônicos ou de impacto, sendo atualmente usados na tentativa de reduzir a lamelaridade do agregado e a produção de excesso de finos. O transporte de brita entre os britadores e/ou rebritadores é feito, normalmente, por um sistema de correias transportadoras sempre procurando aproveitar o desnível topográfico para economia na planta de beneficiamento. Para diminuir o pó em suspensão, gerado pela atividade de britagem, algumas das pedreiras utilizam sistemas de aspersores de água, instalados nas bocas dos britadores e nas correias transportadoras. Cascalho: O beneficiamento deste insumo ocorre com a desagregação do material rochoso friável (cascalheiras), por desmonte hidráulico ou manual utilizando-se equipamentos como escavadeira, retroescavadeira e trator de lâmina para a retirada do mesmo, sem passar por qualquer tipo de tratamento químico ou como subproduto resultante do beneficiamento da areia ou nas primeiras etapas da britagem. Ouro: Em linhas gerais o processo de beneficiamento do ouro pode se restringir a uma adequação granulométrica do minério às etapas hidrometalúrgicas ou envolver, além da preparação, estágios de concentração que envolvem diferença de densidade e de hidrofobicidade (natural ou induzida) entre o ouro e minerais a ele associados e os minerais de ganga. Na etapa de preparação deve-se preservar as partículas de ouro livre e na etapa de beneficiamento deve se priorizar a recuperação do ouro contido, ficando o teor de ouro no concentrado e as impurezas como rejeito. Etapa de Preparação: esta etapa abrange a britagem (primária, secundária e terciária), o peneiramento (peneiras vibratórias convencionais, horizontais e inclinadas), a moagem (moinhos de bolas) e a classificação (separação granulométrica de partículas grossas “underflow” e finas “overflow”Ψ. Etapa de Beneficiamento: esta etapa abrange a concentração gravítica, que envolve processos de fragmentação do minério e subsequente liberação das partículas de ouro, seguidos de uma etapa de flotação e outra subsequente de cianetização (utilização de cianeto HCN), que será antecedida de ustulação ou lixiviação à pressão ou bacteriana, previamente. A separação/concentração gravítica, propriamente dita, após o processamento inicial, é efetuada através da utilização de equipamentos como os jigues, as mesas vibratórias (osciladores) e concentradores centrífugos (Lins, 1998). a) Jigagem: processo de concentração gravítca mais complexo devido às suas variações hidrodinâmicas, nesse processo a separação dos minerais de densidades diferentes é


realizada num leito dilatado por uma corrente pulsante de água, produzindo a estratificação dos minerais;

b) Mesas vibratórias: consiste num deck de madeira revestido com material com alto coeficiente de fricção (borracha ou plástico), parcialmente coberto com ressaltos, inclinado e sujeito a um movimento assimétrico na direção dos ressaltos com aumento de velocidade no sentido da descarga do concentrado e uma reversão súbita no sentido contrário, diminuindo a velocidade no final do curso; c) Concentradores centrífugos: a concentração centrífuga é processo que aumenta o efeito gravitacional visando uma maior eficiência na recuperação de partículas finas; Nos garimpos, após extração o ouro é concentrado através do processo de amalgamação com a utilização de mercúrio.

1.5. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS AMPIAM, S. G. Clays (1979). Bureau of mines, mineral commodity profiles. USA. July, 16p. ANDRY, S. (199βΨ. Mica, “Grounds for optimism”, Industrial Minerals, november p. 26-36. BARBOSA, M. I. M.; PORPHÍRIO, N. H. (1995). Caracterização Tecnológica de Lascas de Quartzo. Rio de Janeiro: CNPq/CETEM, 45p. (Série Tecnologia Mineral, 69). BARROS, F. M. de; SAMPAIO J. A.; CAVALCANTE, P. M. T. Beneficiamento de Rejeito de Moscovita da Região do Seridó-Borborema (NE) para aplicações industriais. CETEM. CARVALHO, O. O. de. Avaliação técnica e econômica de uma jazida de argila branca do vale do Rio Baldun, Ares-RN. Arquivo digital acessado em: www.fiern.org.br/servicos/estudos/jandaira/argila_branca .htm 28/08/2006. COELHO, J. M. (2001) Impactos da Reestruturação do Setor Feldspato no Brasil sobre as Empresas de Pequeno Porte: Importância de uma Nova Abordagem na Análise de Investimentos. Tese de Doutorado, UNICAMP, Campinas, SP. COMIG - Companhia mineradora de Minas Gerais. Apostila. 1994. 15p. D'ALMEIDA, M. L. O. (1991). Metodologias de avaliação de minerais para a indústria de papel. São Paulo: IPT, 169p. DUTRA, R. (s/data) Beneficiamento de minerais industriais. Associação Brasileira de Cerâmica, 10p. Arquivo digital acessado em: http://www.abceram.org.br/asp/49cbc/pdf/49cbc_senaipr_1.pdf#search=%22%20%22Beneficiamento%20de%20minerais%20ind ustriais%22%20%22.

FRAZÃO, E. B. Panorama da produção e aproveitamento de agregados para construção. Arquivo digital Acessado em: www.cetec.br/agregados/conteudo/Contribuição%20Ely%20Borges%20Frazão.PDF JEPSON, W. B. (1988). Structural iron in caolinites and associated ancillary minerals (467-536) In: STUCKI, W., GOODMAN, B. A., SCHWERTMANN, V. Iron in soils and clay minerals. New York: 893p. LINS, F. F. (1998). Concentração gravítica. In: Tratamento de Minérios, CETEM, Rio de Janeiro.

http://www.abceram.org.br/asp/49cbc/pdf/49cbc_senaipr_1.pdf#search=%22%20%22Beneficiamento%20de%20minerais%20ind

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2. CONCENTRAÇÃO A concentração de minérios ocorre quando é preciso separar os minerais de interesse dos que não o são. Para que essa separação ocorra, é preciso que o ou os minerais de interesse não estejam fisicamente agregado aos que não são de interesse, daí a importância das etapas de fragmentação e classificação, que realizam e monitoram essa separação, respectivamente. A razão de se dar ao processo de separação de minerais contidos em um minério o nome de CONCENTRAÇÃO pode ser bem entendido se tomarmos um exemplo prático, a concentração de ouro aluvionar. Ao se tomar os sedimentos de um rio numa bateia, digamos 1kg, ele pode conter apenas uma partícula de ouro de 0,5 grama. Neste caso diz-se que a concentração de ouro é de 0,5g/kg. Quando numa primeira operação da bateia essa massa inicial é reduzida para, por exemplo, 100 gramas, mantendo no produto a mesma partícula de ouro de 0,5g, a relação ouro/quartzo contida na bateia passa a ser de 0,5g/100g, ou seja: houve uma concentração do ouro na bateia. A separação de minerais exige que haja uma diferença física ou físico-química entre o mineral de interesse e os demais e pode ser fácil ou muito complexa, dependendo do minério. Duas propriedades físicas são as mais utilizadas na separação ou concentração de minerais: diferença de densidade e diferença susceptibilidade magnética.


Quando não existe diferença de propriedade física entre os minerais que se que separar, utiliza-se de técnicas que tomam como base propriedades físico-químicas de superfície dos minerais. A técnica mais amplamente utilizada neste caso é a flotação. Não se pode esquecer de mencionar que é possível, também, concentrar determinado bem mineral de um minério por seleção manual, comum, até hoje, em alguns garimpos. A seguir serão apresentados resumos explicativos sobre o que são os principais métodos de concentração e, posteriormente, quais são mais aplicáveis aos minerais industriais, agregados para construção civil, diamante e gemas. As figuras apresentadas a seguir mostram exemplos de equipamentos de concentração:

Figura 1 - Célula de Flotação (modelo de laboratório)

Figura 2 - Mesa Vibratória


Figura 3 - Jigue

Figura 4 – Tromel

3. SEPARAÇÃO / CONCENTRAÇÃO GRAVITICA OU GRAVIMETRICA

Separação / concentração gravítica ou gravimétrica: método que apresenta bons resultados com baixo custo. O processo se baseia na diferença de densidade existente entre os minerais presentes, utilizando-se de um meio fluido (água ou ar) para efetivar a separação/concentração, os equipamentos tradicionalmente utilizados são os jigues, mesas vibratórias, espirais, cones e “sluices”. O método é adotado na produção de ouro, ilmenita, zirconita, monazita, cromita, cassiterita etc.


3.1. PRINCÍPIOS DE CONCENTRAÇÃO GRAVÍTICA A concentração gravítica pode ser definida como um processo no qual partículas de diferentes densidades, tamanhos e formas são separadas uma das outras por ação da força de gravidade ou por forças centrífugas. É uma das mais antigas formas de processamento mineral e, apesar de tantos séculos de utilização, seus mecanismos ainda não são perfeitamente compreendidos. Os principais mecanismos atuantes no processo de concentração gravítica são: a) aceleração diferencial; b) sedimentação retardada; c) velocidade diferencial em escoamento laminar; d) consolidação intersticial; e) ação de forças cisalhantes.

Aceleração Diferencial

Na maioria dos concentradores gravíticos, uma partícula sofre a interferência das paredes do concentrador ou de outras partículas e, portanto, pode mover-se apenas por tempo e distância curtos antes que pare, ou seja, desviada por uma superfície ou por outra partícula. Assim, as partículas estão sujeitas a seguidas acelerações (e desacelerações) e, em algumas condições, esses períodos de aceleração podem ocupar uma proporção significante do período de movimento das partículas.

A equação de movimento de uma partícula sedimentada em um fluido viscoso de densidade ρ éμ

onde: m é massa do mineral; a é a aceleração;

R é a resistência do fluido ao movimento da partícula.

g aceleração da gravidade;

m' é a massa do fluido deslocado;

Onde Δ é a densidade da partícula. Portanto, a aceleração inicial dos minerais é independente do tamanho e depende apenas das densidades do sólido e do fluido (ou polpa). Teoricamente, se a duração da queda é bastante curta e frequente, a distância total percorrida pelas partículas será mais afetada pela aceleração diferencial inicial (e pela densidade) do que pela velocidade terminal (e pelo tamanho).


Efeito dos mecanismos de concentração gravítica.

Figura 1- Efeito dos mecanismos de concentração gravítica.


Sedimentação Retardada Uma partícula em queda livre em um fluido (água por exemplo) é acelerada por um certo tempo pela ação da força de gravidade, aumentando sua velocidade até alcançar um valor máximo, a velocidade terminal, que então permanece constante.

A razão de sedimentação livre em água (ρ= 1Ψ de duas partículas esféricas de diâmetros d1, dβ e densidades Δ1 e Δβ, é expressa pela relaçãoμ

O expoente m varia de 0,5 para partículas pequenas (< 0,1 mm) obedecendo à lei de Stokes, a 1, para partículas grossas (> 2 mm) obedecendo à lei de Newton.

A relação dá a razão de tamanho requerida para duas partículas apresentarem a mesma velocidade terminal. Verifica-se que, para um dado par de minerais, a relação será maior nas condições de Newton (m = 1). Em outras palavras, a diferença de densidade entre partículas minerais tem um efeito mais pronunciado nas faixas grossas, ou ainda, do outro lado, nas faixas granulométricas mais finas, a separação por este mecanismo é menos efetiva. Por exemplo, uma pepita esférica de ouro de 2 mm de diâmetro apresenta a mesma velocidade terminal, em queda livre, que uma partícula de quartzo de 20 mm. Já a velocidade terminal de uma partícula de ouro de β0 m se iguala à de uma partícula de quartzo apenas três vezes maior, de 60 m de diâmetro.

Na prática, equivale a dizer que, para um determinado par de minerais, a separação destes, em granulometria grossa (regime de Newton), pode ser alcançada em intervalos de tamanhos relativamente mais largos. Já em granulometria fina (regime de Stokes), é necessário um maior estreitamento do intervalo de tamanho para uma separação mais eficiente por este mecanismo.

Se ao invés de água houver a sedimentação em uma polpa (água e minerais) o sistema se comporta como um líquido pesado, e a densidade da polpa é mais importante que a da água. A condição de sedimentação retardada, ou com interferência, agora prevalece.

Considerando as partículas esféricas, a relação de sedimentação retardada é semelhante à relação anterior, substituindo-se a densidade da água pela densidade da polpa. É fácil verificar que esta relação é sempre maior que na situação de sedimentação livre. Se a densidade da polpa fosse 2, por exemplo, os diâmetros do quartzo e ouro seriam 48/2 mm e 100/β0 m, respectivamente, para comparação como o exemplo acima, ou seja, os diâmetros em que as partículas de quartzo e ouro apresentariam a mesma velocidade terminal nos dois regimes.


Consolidação Intersticial

Este mecanismo ocorre devido à formação de interstícios entre partículas grossas de um ou mais minerais, proporcionando liberdade de movimentação das partículas finas nos vazios formados. Por exemplo, no final do impulso em um jigue, o leito começa a se compactar e as partículas pequenas podem então descer através dos interstícios sob a influência da gravidade e do fluxo de água descendente, este provocado pela sucção que se inicia.

Velocidade Diferencial em Escoamento Laminar

O princípio em que se baseia a concentração em escoamento laminar é o fato que quando uma película de água flui sobre uma superfície inclinada e lisa, em condições de fluxo laminar (Re < 500), a distribuição de velocidade é parabólica, nula na superfície e alcança seu máximo na interface do fluido com o ar. Este princípio se aplica à concentração em lâmina de água de pequena espessura, até aproximadamente dez vezes o diâmetro da partícula.

Quando partículas são transportadas em uma lâmina de água, elas se arranjam na seguinte seqüência, de cima para baixo em um plano inclinado: finas pesadas, grossas pesadas e finas leves, e grossas leves. A forma influencia este arranjo, com as partículas achatadas se posicionando acima das esféricas. Note-se que este arranjo é o inverso do que ocorre na sedimentação retardada, sugerindo que uma classificação hidráulica (que se vale do mecanismo de sedimentação) do minério a ser concentrado por velocidade diferencial é mais adequada que um peneiramento. Ação de Forças de Cisalhamento

Se uma suspensão de partículas é submetida a um cisalhamento contínuo, há uma tendência ao desenvolvimento de pressões através do plano de cisalhamento e perpendicular a este plano, podendo resultar na segregação das partículas. Este fenômeno foi primeiramente determinado por Bagnold em 1954. O esforço de cisalhamento pode surgir de uma polpa fluindo sobre uma superfície inclinada, ou ser produzido por um movimento da superfície sob a polpa, ou ainda da combinação dos dois. O efeito resultante desses esforços de cisalhamento sobre uma partícula é diretamente proporcional ao quadrado do diâmetro da partícula e decresce com o aumento da densidade. Deste modo, as forças de Bagnold provocam uma estratificação vertical: partículas grossas e leves em cima, seguindo-se finas leves e grossas pesadas, com as finas pesadas próximas à superfície do plano. Note-se que este mecanismo de separação produz uma estratificação oposta à resultante da sedimentação retardada ou classificação hidráulica.

Quando o cisalhamento é promovido apenas pelo fluxo de polpa, a vazão tem que ser substancial para criar esforços de cisalhamento suficientes para uma separação, requerendo-se normalmente maiores inclinações da superfície. Onde o cisalhamento é, principalmente, devido ao movimento da superfície, podem ser usadas baixas vazões e menores ângulos de inclinação da superfície.


3.2. CRITÉRIO E EFICIÊNCIA DE CONCENTRAÇÃO GRAVÍTICA

O critério de concentração (CC) é usado em uma primeira aproximação e fornece uma idéia da facilidade de se obter uma separação entre minerais por meio de processos gravíticos, desconsiderando o fator de forma das partículas minerais. O critério de concentração - originalmente sugerido por Taggart, com base na experiência industrial - aplicado à separação de dois minerais em água é definido como segue:

onde: são as densidades dos minerais pesado e leve, respectivamente, considerando a densidade da água igual a 1,0.

Para o par wolframita/quartzo, por exemplo, a relação acima assume os valores:

CC = (7,5 - 1)/(2,65 - 1) = 3,94

A Tabela 1 mostra a relação entre o critério de concentração e a facilidade de se fazer uma separação gravítica.

CC Significado > 2,5 Separação eficiente até 74 m

2,5 - 1,75 Separação eficiente até 147 m 1,75 - 1,50 Separação possível até 1,4 mm, porém difícil 1,70 - 1,20 Separação possível até 6 mm, porém difícil

Tabela 1 - Significado do critério de concentração (CC). Segundo Burt, para incluir o efeito das formas das partículas a serem separadas, o critério de concentração deve ser multiplicado por um fator de razão de forma (FRF). Este fator é o quociente entre os fatores de sedimentação (FS) dos minerais pesados (p) e leves (l). O fator de sedimentação para um mineral é definido como a razão das velocidades terminais (v) de duas partículas do mesmo mineral, de mesmo tamanho, mas de formas diferentes; a primeira partícula sendo aquela para a qual se deseja calcular o fator de sedimentação (FS), e a segunda partícula uma esfera. De acordo com Burt, o critério de concentração (CC) pode ser muito útil se a forma das partículas for considerada; caso contrário, surpresas desagradáveis quanto à eficiência do processo podem se verificar na prática. As equações abaixo redefinem o critério de concentração, segundo a sugestão de Burt.


De qualquer modo, os dados da Tabela indicam a dificuldade de se alcançar uma separação eficiente quando tratando frações abaixo (74 mΨ. Aquele critério de concentração, no entanto, foi sugerido com base em equipamentos que operam sob a ação da gravidade; a introdução da força centrífuga amplia a possibilidade de uma separação mais eficiente com materiais finos e superfinos.

3.3. EQUIPAMENTOS GRAVÍTICOS

3.3.1. Calha Simples

O uso de calha concentradora (sluice box) para o tratamento de cascalhos auríferos já era disseminado desde o século XVI, conforme atestou Agrícola, descrevendo vários modelos de calhas em seu trabalho "De Re Metálica" publicado em 1556. As calhas são aplicadas até hoje, em várias partes do mundo, à concentração de aluviões auríferos. No Sudeste Asiático as calhas presentes nas instalações de concentração de cassiterita aluvionar são referidas como palongs, diferenciando-se das calhas comuns, à primeira vista, pelo longo comprimento, variando de 50 a 300 m.

Uma calha consiste essencialmente de uma canaleta inclinada, feita normalmente de madeira e de seção transversal retangular. Inicialmente, no fundo da calha são instalados vários septos ou obstáculos (riffles), arranjados de modo a prover alguma turbulência e possibilitar a deposição das partículas pesadas, enquanto as leves e grossas passam para o rejeito. Atualmente, os obstáculos foram substituídos por carpete que são mais eficientes para aprisionar as partículas de ouro. O minério alimenta a calha na forma de polpa diluída. O pré-concentrado é removido manualmente da calha após interrupção ou desvio da alimentação, em alguns casos, requerendo um tratamento adicional de limpeza em outro equipamento de menor capacidade.

Figura 2 - Seção transversal de uma calha simples e esquema de riffle húngaro (normalmente empregado).

As calhas simples são usadas para o beneficiamento de minério com faixa granulométrica muito ampla e onde o mineral valioso é de tamanho médio e grosso. A quantidade de água e a inclinação são reguladas para que os seixos passem, por rolamento, sobre os riffles. O cascalho grosso é transportado ao longo das calhas por deslizamento e rolamento por sobre os riffles, enquanto o cascalho fino move-se em curtos saltos logo acima dos riffles. As areias sedimentam nos espaços entre os riffles.


O que ocorre acima dos riffles é essencialmente uma classificação por tamanho, embora possa ser também encarado como uma concentração, à medida que as partículas valiosas sejam finas. As areias são mantidas em um estado de sedimentação retardada e consolidação intersticial pelo turbilhonamento da água e, em menor extensão, pela vibração causada pelos seixos rolando por cima dos riffles. As partículas pesadas sedimentam através do leito até o fundo da calha, enquanto as leves são gradualmente deslocadas em direção fluxo de polpa. O requisito principal para a recuperação de ouro mais fino, por exemplo, é a manutenção de um leito de areia frouxo, não compactado, entre os riffles.

Como se depreende, os riffles são de grande importância no processo, e devem atender a três objetivos: retardar o mineral valioso, mais denso, que sedimenta na parte inferior do fluxo; formar uma cavidade para retê-lo; proporcionar certo turbilhonamento da água para que haja separação mais eficiente entre os minerais com diferentes densidades.

No caso de concentração de ouro fino, para recuperação mais eficiente, é recomendável um fluxo menor, implicando em calhas mais largas. Versões em miniatura dos riffles húngaros podem ser usadas, embora seja mais comum a utilização de revestimento de carpete, borracha natural ou tecido grosso, coberto por uma tela metálica expandida com a função dos riffles.

As principais variáveis da calha são: largura, profundidade, inclinação, comprimento (quanto maior este, maior tende a ser a recuperação) e a quantidade de água (maior quantidade para minérios finos).

No Brasil as calhas não são muito utilizadas nas instalações de empresas de mineração, embora algumas façam uso da calha para o tratamento dos rejeitos gravíticos, possibilitando alguma recuperação adicional de ouro. Nos empreendimentos de garimpeiros, no entanto, sua aplicação (em diversas versões) é mais difundida. Nas barcaças e dragas que operam na Amazônia é comum o emprego de um tipo de calha denominada de "Cobra Fumando". Como seu comprimento é pequeno (< 3 m) é previsível que seja eficiente apenas na recuperação de ouro grosso.

3.3.2. Calha Estrangulada

As calhas estranguladas (pinched sluice) diferem da calha com riffles em dois aspectos: na calha estrangulada o fundo é regular (desprovido de riffles) e a remoção do concentrado é contínua. Sua aplicação esporádica em algumas instalações aconteceu nas primeiras décadas do século XX. Seu maior desenvolvimento foi na Austrália, nos anos 50, associado à concentração de minerais pesados de praias.

Uma calha estrangulada típica consiste de um canal inclinado que decresce em largura ("se estrangula") no sentido do fluxo. A polpa, com alta percentagem de sólidos, é alimentada na parte mais larga da calha em um fluxo relativamente laminar, ocorrendo uma variação de velocidade de modo que as partículas finas e pesadas se concentram na parte inferior do fluxo, por meio de uma combinação de sedimentação retardada e consolidação intersticial. Na calha estrangulada normal, a diminuição da largura resulta em um aumento da espessura do leito da polpa e naturalmente facilita a separação entre os minerais leves e pesados. No final da calha, a camada inferior do fluxo, de movimento mais lento e enriquecida com minerais pesados, é separada das camadas superiores por um cortador ajustado adequadamente.


A calha estrangulada é um equipamento relativamente ineficiente, pois, apesar de boa recuperação, a razão de enriquecimento em uma passagem é pequena, requerendo-se, portanto, múltiplas passagens para a obtenção de um concentrado com teor alto.

Algumas calhas estranguladas foram ou são comercializadas: Cannon Circular Concentrador, Carpco Fanning Concentrador e Lamflo Separador (com redução da largura da calha com auxílio de paredes laterais curvas), nos EUA; York Sluice, Belmond Multiple Sluice, Cudgen Multi-Variable, Diltray, Xatal Multi-Product e Wright Impact Plate Concentrator, na Austrália. Esses equipamentos foram consagrados no beneficiamento de minerais pesados de praias e aluviões. Geralmente não são empregados na concentração de minérios auríferos.

3.3.3. Concentrador Reichert

Ernst Reichert, trabalhando para a Mineral Deposits Ltd., Australia, concluiu que uma grande deficiência nas calhas estranguladas era o efeito da parede lateral, concebendo, então, um equipamento sem paredes, ou um cone invertido. Desenvolvido no início dos anos 60 com um ou dois cones operando em série, já nos anos 70 a unidade padrão de um concentrador Reichert era composta de multi-estágios, com até oito cones duplos e simples; sua aplicação também foi além dos minerais pesados de areias de praia, incluindo minérios de ferro, estanho e ouro, entre outros.

O concentrador Reichert consiste de uma série de cones invertidos sobrepostos por distribuidores cônicos, arranjados verticalmente e empregando várias combinações de cones simples. A Figura 3b ilustra um cone duplo seguido de um cone simples. A alimentação é feita homogeneamente sobre a superfície do distribuidor cônico; nenhuma concentração ocorre nesta etapa. Quando a polpa flui no cone concentrador em direção ao centro, a espessura do leio cresce devido à menor seção transversal. No ponto de remoção do concentrado, por uma abertura anular regulável, a espessura do leito é cerca de quatro vezes àquela da periferia do cone. Os minerais mais densos tendem a permanecer próximos à superfície, formando uma camada estratificada. As partículas leves passam por sobre a abertura anular e são conduzidas a uma tubulação central que alimenta outro estágio de cones.

Os cones são fabricados com material leve (poliuretano, fibra de vidro). O concentrador é montado em estrutura metálica, circular, com altura variável, dependendo do número de estágios. O diâmetro típico do cone é de 2 m, estando em desenvolvimento unidades com 3 a 3,5 m, este último apresentando capacidade três vezes maior que o cone de 2 m. Os cones apresentam um ângulo de inclinação fixo de 17°.

Até o tamanho máximo de partícula de 2 mm não há interferência no regime do fluxo, entretanto, o máximo tamanho a ser efetivamente concentrado é 0,5 mm. O limite inferior é cerca de 50 m, embora em certas condições este limite possa ser menor.

Os mecanismos de separação das calhas e cones fazem com que os pesados finos sejam preferencialmente recuperados em relação aos pesados grossos. Por isso, são mais apropriados aos minérios aluvionares e areias de praia, uma vez que os minerais valiosos são significativamente mais finos que os minerais leves.

Para minérios submetidos à moagem é recomendável uma classificação prévia. A presença de lama coloidal aumenta a viscosidade da polpa e deve ser mantida a menos de 5% para uma operação eficiente.


Figura 3 - (a) Calha estrangulada; (b) Cone Reichert.

A percentagem de sólidos da polpa é um fator crítico, devendo ser controlada em ± 2% do valor ótimo, que se situa normalmente entre 55% e 65% de sólidos em peso. Os valores baixos são indicados quando a distribuição granulométrica dos pesados é similar à dos leves. Para percentagem de sólidos elevada, a viscosidade da polpa aumenta, dificultando a separação dos pesados mais finos.

A taxa de alimentação também deve ser bem controlada. Para uma determinada abertura anular do cone, a quantidade de concentrado recuperado é praticamente invariável, dentro de certos limites de alimentação. Assim, um aumento na alimentação implicará em menor recuperação dos minerais pesados, enquanto uma diminuição na taxa acarretará um menor teor de concentrado. A capacidade típica de uma unidade concentradora é de 60 a 90 t/h.

A aplicação do concentrador Reichert é verificada atualmente em outras áreas além daquelas de minerais pesados de areia. É utilizado por algumas minerações de ouro aluvionar na Austrália, para recuperar ouro fino. Sua aplicação em aluviões auríferos é


recomendada em usinas de grande porte e com bom controle operacional. Devida à grande capacidade, há uma tendência à sua utilização nos circuitos de moagem de sulfetos para recuperação de ouro (ex.: Boliden AB, na Suécia). Similarmente, sua aplicação a minérios de ouro livre e minérios complexos é promissora. Outro emprego promissor do concentrador Reichert seria na recuperação de partículas mistas de ouro de rejeitos de flotação.

Apesar desse equipamento (uma variação da calha estrangulada) apresentar uma recuperação próxima à da mesa oscilatória, além de uma alta capacidade, as razões de concentração e enriquecimento - tipicamente 3 a 5 - são inferiores às obtidas em jigues e mesas. São necessárias normalmente várias etapas de concentração.

3.3.4. Mesa Plana

A mesa plana (plane table) também denominada de mesa fixa ou mesa estática, foi concebida e primeiramente empregada em 1949 na empresa Rand Lease Gold Mine, na África do Sul, para recuperar partículas de ouro.

Este equipamento consiste de uma mesa inclinada coberta com tapete de borracha com sulcos longitudinais, em forma de "V", paralelos aos lados da mesa e na direção do fluxo de polpa. No final de cada mesa - normalmente há três seções em sequencia - existe uma abertura regulável e transversal ao fluxo de polpa. Os minerais mais densos e o ouro movimentam-se próximos à superfície, percorrendo os sulcos longitudinais, e são recolhidos continuamente naquela abertura. A parte majoritária da polpa passa para a mesa plana seguinte, havendo oportunidade de se recuperar mais partículas de ouro.

A função dos sulcos no tapete de borracha é proteger as partículas pequenas e pesadas já sedimentadas, que percorrem estes sulcos, dos grãos maiores e leves que se movimentam com maior velocidade na parte mais superior do fluxo de polpa. A Figura- 3.4 mostra o esquema de uma mesa plana.

A mesa plana é às vezes classificada como uma calha estrangulada, embora rigorosamente não o seja. No entanto, como o concentrado flui nas camadas inferiores do leito de polpa e é separado continuamente das camadas superiores, justifica-se sua inclusão nesta categoria. Além disso, o mecanismo de ação dos sulcos longitudinais em "V" guarda uma certa semelhança com o estrangulamento de uma calha típica, uma vez que também há uma redução na largura efetiva da camada inferior do leito e, consequentemente, aumento da sua profundidade, com a vantagem de manter a mesma largura na superfície do leito, resultando em maior capacidade unitária que uma calha típica.

O comprimento total da mesa, dado pelo número de seções, é função da recuperação desejada. A largura usual é em torno de 1,0 m, sendo frequente considerar que a mesa plana apresenta uma capacidade de 60 t/h por metro de largura. A distância vertical entre cada seção é de aproximadamente 8 cm, enquanto o afastamento entre as mesmas, regulável, é cerca de 2,5 cm. Valores típicos para as dimensões dos sulcos em "V" são: 3,2 mm de largura máxima, 3,0 mm de profundidade e 3,2 mm de distância entre os sulcos.

Definidas as dimensões da mesa, as variáveis inclinação e percentagem de sólidos da polpa são as mais importantes. A inclinação oscila normalmente entre 8 e 10°. A


percentagem de sólidos em peso geralmente está entre 60 e 70% e corresponde à percentagem de sólidos da descarga de um moinho, que é o material que de modo geral é a alimentação da mesa plana.

Figura 4 - Esquema de uma mesa plana A utilização da mesa plana em diversas usinas da África do Sul dá-se na descarga do moinho secundário. O concentrado da mesa plana é submetido a etapas de limpeza em mesa oscilatória ou concentrador de correia. Os rejeitos retornam ao circuito de moagem. A cianetação ou a flotação geralmente complementa o circuito, tratando o overflow dos ciclones. No Brasil, as únicas aplicações conhecidas ocorreram nas unidades industriais da Mineração Morro Velho em Jacobina, BA e em Nova Lima, MG (Projeto Cuiabá/Raposos) e na São Bento Mineração - MG. Em Jacobina, a mesa plana era alimentada pela descarga do moinho semi-autógeno e o concentrado da mesa plana passava por limpeza em mesa oscilatória, cujo concentrado apresentava cerca de 20% de ouro, com recuperação em torno de 50% do ouro alimentado na usina. O concentrado seguia direto para a etapa de fusão. As características deste equipamento, como alta razão de concentração, alta capacidade, baixo custo de investimento (normalmente é construído na própria usina), e baixos custos operacionais e de manutenção, faziam com que a mesa plana tivesse grande potencial de aplicação no Brasil para minérios auríferos; no entanto, tal potencial não se concretizou.

3.3.5. Jigue

O processo de jigagem é provavelmente o método gravítico de concentração mais complexo, por causa de suas contínuas variações hidrodinâmicas. Nesse processo, a


separação dos minerais de densidades diferentes é realizada em um leito dilatado por uma corrente pulsante de água, produzindo a estratificação dos minerais.

Existem duas abordagens para a teoria de jigagem, a clássica, hidrodinâmica - a qual iremos nos ater aqui - e a teoria do centro de gravidade. O conceito clássico considera o movimento das partículas, cuja descrição típica foi feita por Gaudin, que sugeriu três mecanismos: sedimentação retardada, aceleração diferencial e consolidação intersticial.

Grande parte da estratificação supostamente ocorre durante o período em que o leito está aberto, dilatado, e resulta da sedimentação retardada, acentuada pela aceleração diferencial. Estes mecanismos colocam os grãos finos/leves em cima e os grossos/pesados no fundo do leito. A consolidação intersticial, durante a sucção, põe as partículas finas/pesadas no fundo e as grossas/leves no topo do leito. Os efeitos de impulsão e sucção, se ajustados adequadamente, devem resultar em uma estratificação quase perfeita, segundo a densidade dos minerais.

Os jigues são classificados de acordo com a maneira pela qual se efetua a dilatação do leito. Nos jigues de tela móvel, já obsoletos, a caixa do jigue move-se em tanque estacionário de água (ex.: jigue Hancock). Os jigues de tela (ou crivo) fixa, nos quais é a água que é submetida ao movimento, são subclassificadas segundo o mecanismo de impulsão da água. Nesses, a tela, na maioria dos casos, é aberta, quer dizer, o concentrado passa através da mesma.

O jigue de diafragma tipo Denver é o representante mais conhecido dessa subclasse. O impulso da água é causado pelo movimento recíproco de um êmbolo com borda selada por uma membrana flexível que permite o movimento vertical sem que haja passagem da água pelos flancos do mesmo. Este movimento se faz em um compartimento adjacente à câmara de trabalho do jigue e resulta da ação de um eixo excêntrico.

Figura 5 - Esquema simplificado de um jigue.

No jigue Denver original há uma válvula rotativa comandada pelo excêntrico que só dá passagem à entrada de água na câmara durante o movimento de ascensão do diafragma, ou seja, atenua o período de sucção do leito, melhorando as condições para que haja a sedimentação retardada das partículas através de um leito menos compactado. No entanto, em casos de minérios com finos valiosos, a recuperação dependerá de um período de sucção (consolidação intersticial) acentuado. As chances de se obter um concentrado mais impuro, no entanto, aumentam, uma vez que as partículas finas e leves passam a ter maior oportunidade de um movimento descendente intersticial.


O jigue tipo Denver é geralmente utilizado no Brasil na jigagem terciária de minérios aluvionares auríferos e de cassiterita ou na etapa de apuração, que seria a etapa final de concentração. Os jigues tipo Denver fabricados no Brasil não possuem válvula rotativa para admissão de água, sendo portanto mais apropriados à recuperação dos finos pesados.

Nos jigues tipo Yuba, o diafragma se movimenta na parede da câmara. No jigue Pan-American, o diafragma se situa diretamente embaixo da câmara, movimentando-se verticalmente. Esses jigues são bastante empregados na concentração primária e secundária de aluviões, no Brasil e na América do Norte, em instalações fixas ou móveis, ou em dragas. Na África do Sul, o jigue Yuba é empregado em algumas instalações no circuito de moagem, para recuperar a pirita já liberada e partículas de ouro; os concentrados dos jigues contêm de 20 a 40% da pirita do minério, com teor de 38% deste mineral e 25 a 35% do ouro livre.

Pode-se citar ainda o jigue que tem a secção de trabalho trapezoidal, ao invés de retangular, como é comum nos jigues mencionados anteriormente. O jigue trapezoidal é utilizado freqüentemente na concentração secundária de aluviões auríferas e de cassiterita. Há alguns anos, foi desenvolvido o jigue circular (IHC) que consiste no arranjo de vários jigues trapezoidais, formando um círculo, com a alimentação distribuída centralmente. Como o fluxo tem a sua componente horizontal de velocidade diminuída, estes jigues são particularmente apropriados para a recuperação de minerais finos pesados, como a cassiterita e o ouro de aluviões; apresentam ainda a vantagem de consumir menos água e ocupar menor espaço que os jigues retangulares, para uma mesma capacidade.

A abertura da tela do jigue deve ser entre duas e três vezes o tamanho máximo das partículas do minério. Como dimensão média das partículas da camada de fundo (ragging), natural ou artificial, deve-se tomar aquela igual ao dobro da abertura da tela, e com variações nessas dimensões, não sendo recomendável uma camada de fundo de um só tamanho. As condições do ciclo de jigagem devem ser ajustadas para cada caso, citando-se apenas como diretriz que ciclos curtos e rápidos são apropriados a materiais finos, o contrário para os grossos.

Uma variável importante é a água de processo, que é introduzida na arca do jigue, sob a tela. Não deve haver alteração no fluxo dessa água, pois perturba as condições de concentração no leito do jigue. É recomendável que as tubulações de água de processo para cada jigue, ou mesmo para cada câmara do jigue, sejam alimentadas separadamente a partir de um reservatório de água, por gravidade. É comum, no entanto, que as instalações gravíticas no Brasil não dispensam a devida atenção a esse aspecto.

3.3.6. Mesa Oscilatória

A mesa oscilatória típica consiste de um deque de madeira revestido com material com alto coeficiente de fricção (borracha ou plástico), parcialmente coberto com ressaltos, inclinado e sujeito a um movimento assimétrico na direção dos ressaltos, por meio de um mecanismo que provoca um aumento da velocidade no sentido da descarga do concentrado e uma reversão súbita no sentido contrário, diminuindo suavemente a velocidade no final do curso.

Os mecanismos de separação atuantes na mesa oscilatória podem ser melhor compreendidos se considerarmos separadamente a região da mesa com riffles e a região lisa. Naquela, as partículas minerais, alimentadas transversalmente aos riffles, sofrem o efeito do movimento assimétrico da mesa, resultando em um deslocamento das


partículas para frente; as pequenas e pesadas deslocando-se mais que as grossas e leves. Nos espaços entre os riffles, as partículas estratificam-se devido à dilatação causada pelo movimento assimétrico da mesa e pela turbulência da polpa através dos riffles, comportando-se este leito entre os riffles como se fosse um jigue em miniatura - com sedimentação retardada e consolidação intersticial (improvável a aceleração diferencial) - fazendo com que os minerais pesados e pequenos fiquem mais próximos à superfície que os grandes e leves.

As camadas superiores são arrastadas por sobre os riffles pela nova alimentação e pelo fluxo de água de lavagem transversal. Os riffles, ao longo do comprimento, diminuem de altura de modo que, progressivamente, as partículas finas e pesadas são postas em contato com o filme de água de lavagem que passa sobre os riffles. A concentração final tem lugar na região lisa da mesa, onde a camada de material apresenta-se mais fina (algumas partículas de espessura). A resultante do movimento assimétrico na direção dos riffles e da velocidade diferencial em escoamento laminar, perpendicularmente, é o espalhamento dos minerais segundo o esquema mostrado na Figura 3.6c. É provável também que haja a ação das forças de Bagnold oriundas do movimento da mesa e do fluxo de polpa sobre esta.

A mesa oscilatória é empregada há várias décadas, sendo um equipamento disseminado por todo o mundo para a concentração gravítica de minérios e carvão. É considerada de modo geral o equipamento mais eficiente para o tratamento de materiais com granulometria fina. Sua limitação é a baixa capacidade de processamento (< 2 t/h), fazendo com que seu uso, particularmente com minérios de aluviões, se restrinja às etapas de limpeza. É um equipamento muito usado na limpeza de concentrado primário ou secundário de minérios de ouro livre e minérios aluvionares.

Quando tratando minérios de granulometria muito fina, a mesa oscilatória opera com menor capacidade (< 500 kg/h), sendo comum a colocação, após uma série de 6 a 10 riffles, com altura um pouco maior e mais larga para criar melhores condições de sedimentação; é a chamada mesa de lamas.

3.3.7. Espiral

O concentrador espiral é construído na forma de um canal helicoidal de seção transversal semicircular. Muito embora sejam comercializadas espirais com características diferentes - diâmetro e passo da espiral, perfil do canal e modo de remoção do concentrado - conforme o fabricante e o fim a que se destina, os mecanismos de separação atuantes são similares.

Quando a espiral é alimentada, a velocidade da polpa varia de zero na superfície do canal até um valor máximo na interface com o ar, devido ao escoamento laminar. Ocorre também uma estratificação no plano vertical, usualmente creditada à combinação de sedimentação retardada e consolidação intersticial, sendo também provável que haja a ação de esforços cisalhantes. O resultado final é que no plano vertical, os minerais pesados estratificam-se na superfície do canal, com baixa velocidade, e os minerais leves tendem a estratificar-se na parte superior do fluxo, nas regiões de maiores velocidades. A trajetória helicoidal causa também um gradiente radial de velocidade no plano horizontal, que tem um efeito menor na trajetória dos minerais pesados e substancial na dos minerais leves. Estes, devido à força centrífuga, tendem a uma trajetória mais externa.


Figura 6 - Mesa oscilatória: (a) estratificação vertical entre os riflles, (b) arranjo das

partículas ao longo dos riffles, (c) distribuição na mesa.

A resultante desses mecanismos é a possibilidade de se remover os minerais pesados por meio de algumas aberturas reguláveis existentes na parte interna do canal - como é o caso da maioria das espirais, inclusive a tradicional espiral de Humphreys - ou por meio de cortadores no final do canal, caso da Mark 7. Uma característica comum a muitas espirais tradicionais é a introdução de água de lavagem após cada abertura de remoção do pesado, com o fim de limpar a película de minerais pesados dos minerais leves finos e também manter a diluição da polpa. Neste contexto, a Mineral Deposits, Austrália, colocou no mercado, recentemente, a espiral com água de lavagem (Wash-Water Spiral), cujo sistema de lavagem é mais eficiente do que aquele utilizado na tradicional espiral de Humphrey. A água de lavagem é alimentada, sob pressão, na parte central da espiral, através de uma mangueira, com furos entre as aberturas que coletam os minerais pesados. Essa água, ao sair sob pressão, centrifuga os minerais leves para a parte periférica da espiral, favorecendo o processo de separação. Essa espiral, com água de lavagem, tem sido usada na etapa de purificação de concentrados.


Figura 7- Esquema de uma espiral Humphreys.

Para aplicação a minérios de ouro, tem havido referências sobre a espiral Mark 7, desenvolvida há quinze anos mais recentemente na Austrália. As diferenças principais quando comparada com a espiral de Humphreys são: separação do concentrado no final da última espira, ausência de água de lavagem, passo variável, além de diferente perfil. Tal como é a tendência atual, a Mark 7 é construída de fibra de vidro e plástico, com revestimento de borracha, e comercializada também com duas ou três espirais superpostas na mesma coluna.

O emprego da Mark 7 na concentração de minérios de ouro livre e de aluviões mostrou um bom desempenho com recuperação variando de 75 a 90 % e razão de enriquecimento de 10 a 80, com recuperação significativa de ouro fino.

Na Suécia, foi introduzido na usina da Boliden um sistema de concentração gravítica (cone Reichert, espiral Mark 7 e mesa oscilatória) para tratar o produto da moagem primária de um minério de sulfetos de Cu, Pb, Zn e ouro; mais de 50% do ouro passou a ser recuperado por gravidade e enviado diretamente para fusão, ao mesmo tempo em que melhorou a recuperação global de ouro na usina, antes limitada à flotação.

A capacidade de uma espiral simples é normalmente de 2 t/h, semelhante à mesa oscilatória, mas ocupando uma área muito menor.


3.3.8. Hidrociclone

O hidrociclone usado para concentração gravítica é projetado para minimizar o efeito de classificação e maximizar a influência da densidade das partículas. Quando comparado com o ciclone classificador, apresenta maior diâmetro e comprimento do vortex finder e com ângulo do ápex bem superior (Figura 8). Quando a polpa é alimentada tangencialmente, sob pressão, um vortex é gerado em torno do eixo longitudinal.

A força centrífuga, inversamente proporcional ao raio, é bastante grande perto do vortex e causa a estratificação radial das partículas de diferentes densidades e tamanhos (por aceleração diferencial). As partículas pesadas, sendo mais sujeitas a uma ação da força centrífuga, dirigem-se para a parte superior da parede cônica, com a formação de um leito por sedimentação retardada, no qual as partículas leves e grossas situam-se mais para o centro do cone e as finas, por consolidação intersticial, preenchem os espaços entre os minerais pesados e grossos. As partículas grossas e leves, primeiro, e as mistas ou de densidade intermediária, depois, são arrastadas para o overflow pelo fluxo aquoso ascendente, enquanto o leito estratificado se aproxima do ápex. Próximo ao ápex as partículas finas e leves são também carregadas para o overflow pela corrente ascendente e as pesadas, finas e grossas, são descarregadas no ápex.

Os hidrociclones (ou ciclones concentradores) recebem na língua inglesa os nomes de short-cone, wide-angle cyclone, water-only cyclone e hydrocyclone. Há também um tipo de ciclone cuja parte cônica é composta de três seções com ângulos diferentes; em inglês são referidos como compound water cyclone, tricone ou multicone. Todos eles se assemelham, quanto aos princípios de separação descritos anteriormente.

Estão esquematizados um ciclone classificador e dois tipos de ciclone concentradores. Os hidrociclones têm no diâmetro da parte cilíndrica sua dimensão característica, relacionada com a sua capacidade. O ângulo do cone, o diâmetro e a altura do vortex finder, e a pressão de alimentação, entre outros, são os parâmetros mais estudados no hidrociclone. Por ser um equipamento compacto, de baixo custo e de fácil instalação, tem sido objeto de muitas experiências e aplicações industriais em muitos países, inclusive no Brasil, na indústria carbonífera.

Os ciclones do tipo water only cyclone, também chamado de ciclone autógeno (para marcar a diferença do ciclone de meio denso), e do tipo tricone são geralmente indicados para a preconcentração de finos de carvão abaixo de 0,6 mm, onde a fração leve resultante é em seguida tratada por flotação. Este tipo de circuito é muito usado nos casos de dessulfuração de carvões em que o enxofre está associado à pirita.

A aplicação do hidrociclone foi estudada com minérios auríferos da África do Sul, como alternativa aos ciclones classificadores, objetivando enriquecer a alimentação para o circuito gravítico e diminuir a massa de material a ser concentrada, ao mesmo tempo em que reduz o teor de ouro do overflow a ser cianetado. Em um único estágio foi alcançada uma razão de concentração de até 5, com recuperação de ouro de 62%.


Figura 8 - Hidrociclone: (a) esquema de um hidrociclone; (b) tipos.


3.3.9. Concentrador Centrífugo

Estes equipamentos de concentração apresentam a vantagem de contarem com a ação de força centrífuga muito grande. Na Ex-União Soviética e na China foram testados alguns desses equipamentos; pelo menos algumas unidades estiveram em operação. Um equipamento de duas décadas que se disseminou para o tratamento de metais preciosos de granulometria fina é o concentrador centrífugo Knelson. Outros fabricantes também desenvolveram e comercializam concentradores centrífugos com princípios de operação similares ao Knelson. Posteriormente foi desenvolvido o concentrador Falcon, (também no Canadá), com força centrífuga até cinco vezes maior que a presente nos concentradores Knelson.

O jigue centrífugo e o muti – gravity separator (MGS) são outros equipamentos que utilizam a força centrífuga para melhorar a eficiência de recuperação de minerais finos, e que também foram desenvolvidos nos últimos 20-30 anos.

Nos concentradores tipo Knelson, a força centrífuga empregada é cerca de cinquenta vezes a força de gravidade, ampliando a diferença entre a densidade dos vários minerais. Esta força centrífuga enclausura as partículas mais pesadas em uma série de anéis localizados na parte interna do equipamento, enquanto o material leve é gradualmente deslocado para fora dos anéis, saindo na parte superior do concentrador (ver Figura 3.9). A colocação do cone numa camisa d'água e a injeção de água sob pressão dentro deste através de perfurações graduadas nos anéis evitam que o material se compacte em seu interior.

A operação desse concentrador centrífugo é contínua por um período, tipicamente, de 8 a 10 h para minérios auríferos, até que os anéis estejam ocupados predominantemente por minerais pesados. Quanto maior a proporção de minerais pesados na alimentação, menor será o período de operação do concentrador. Portanto, esta variável deve ser otimizada de acordo com as características de cada minério a ser tratado. Após a paralisação do equipamento, faz-se a drenagem do material retido em seu interior, operação esta realizada em 10-15 min. Do ponto de vista de eficiência de recuperação, uma das variáveis mais importantes é a água de contrapressão. Se a pressão da água for muito alta, haverá uma fluidificação excessiva no interior dos anéis que poderá fazer com que as partículas finas ou superfinas pesadas saiam no rejeito. Ao contrário, no caso de pressão muito baixa, haverá pouca fluidificação, dificultando a penetração das partículas pesadas nos espaços intersticiais do leito semicompactado nos anéis, implicando também em perdas. A regulagem da água é feita, com frequência, no caso de minérios auríferos, pelo tratamento do rejeito com bateia; varia-se a pressão até não se detectar partículas do mineral pesado de interesse no concentrado da bateia. Percebe-se que esse método de controle fica limitado à eficiência de recuperação do ouro pela bateia, a qual se sabe não ser satisfatória para as partículas superfinas. A prática de concentração de minérios aluvionares auríferos tem indicado que pressões entre 8 e 12 psi (55 e 83 kPa) são suficientes para fluidificar o leito e permitir boa recuperação. Há as seguintes sugestões: 5 psi para material fino, 10 psi para areias e 16psi para material grosso. Contudo, a pressão adequada (assim como o período de operação) é dependente das características de cada minério.


Figura 9 - Concentrador centrífugo: (a) visão externa, (b) seção transversal.

O concentrador Knelson foi concebido para a concentração de minérios aluvionares, podendo ser usado com minérios de ouro livre, após a moagem, e no tratamento de rejeitos de instalações gravíticas. Segundo o fabricante, em uma única passagem, o equipamento pode alcançar um enriquecimento de 1.000 vezes ou mais.

Foram realizadas experiências na Austrália com concentrado de sulfeto de níquel, obtido por flotação. A recuperação do ouro contido neste concentrado variou entre 64 e 71%, indicativo da recuperação de ouro superfino, uma vez que 50 a 80% da alimentação estava abaixo de 75 m. Estes resultados incentivaram a instalação do concentrador Knelson no circuito de moagem.

Muitas unidades desse equipamento, ou similares, foram comercializadas na América do Norte e na Austrália. No Brasil também já há muitas em uso, em instalações garimpeiras ou de empresas, para recuperação de ouro.


Mais recentemente, cogita-se o emprego do concentrador centrífugo para o retratamento de rejeitos gravíticos de minerais pesados contidos nas frações finas, assim como na limpeza de carvões. Alguns dos fabricantes dedicam-se ao aperfeiçoamento de equipamentos com descarga contínua do concentrado (Falcon) ou descarga semi-contínua (Knelson). Registra-se a aplicação da concentração centrífuga a vários tipos de minérios, para recuperação de finos de cassiterita, scheelita, separação de pirita fina de carvões, etc.

3.4. RECUPERAÇÃO DE FINOS

Os equipamentos de concentração gravítica de finos baseiam-se em vários mecanismos. Um deles é a velocidade diferencial em escoamento laminar. Sua limitação é que se aplica apenas a películas com algumas partículas de espessura, implicando que quanto menor a granulometria dos minerais, maior deve ser a área do deque. Como consequência, os equipamentos usando apenas este princípio apresentam capacidade muito baixa.

Os equipamentos que se utilizam da força centrífuga são talvez mais promissores na separação de finos; com a vantagem de apresentarem capacidades muito superiores àqueles que se baseiam nas forças de cisalhamento.

Para ilustrar o desempenho de vários equipamentos gravíticos, serão considerados a cassiterita e o ouro. A recuperação de finos de cassiterita em vários equipamentos é mais conhecida que a recuperação de ouro. Para efeito de comparação foram montadas na Figura 3.10, as curvas de recuperação versus granulometria para a cassiterita e o ouro, para granulometria abaixo de 100 m.

As curvas de cassiterita foram extraídas do livro de Burt e para o ouro fez-se uso de outras referências. Verifica-se que a cassiterita, apesar de ter densidade bem menor que o ouro, é melhor recuperada por gravidade na faixa fina e superfina.

A explicação para isso é que as partículas do ouro apresentam uma certa hidrofobicidade (aversão à água) que em tamanhos muito pequenos, e principalmente quando as partículas são achatadas, faz com que o ouro tenda a ficar na superfície do fluxo aquoso, saindo nos rejeitos.

É interessante também citar a influência do pH da polpa na eficiência de concentração de superfinos em lâminas d'água de algumas partículas de espessura. Foi verificado que os fenômenos eletrocinéticos atuam significativamente na separação de uma fração superfina de minério de cassiterita. Usando-se o concentrador Bartles-Mozley em pH neutro foi obtida a melhor recuperação. A viscosidade da polpa também afetou a eficiência de concentração.

A recuperação de finos é menos preocupante quando os rejeitos são tratados por outro processo, como flotação ou cianetação (para o caso do ouro). No entanto, quando são descartados e há ainda substancial quantidade de finos valiosos, configura-se um problema. A questão é geralmente um desafio para o tratamentista de minérios.


Figura 10 - Curvas de recuperação x granulometria( mΨ para cassiterita e ouro <

100 m.

3.5. CONSIDERAÇÕES FINAIS

Eficiência dos Equipamentos

Depende de uma variedade de fatores como taxa de alimentação, faixa granulométrica, percentagem de sólidos entre outros. O desempenho de qualquer concentrador gravítico está relacionado com a adequada escolha e controle dos fatores acima, dentro de resultados aceitáveis de recuperação e enriquecimento. Preparação da Alimentação Em circuitos de concentração gravítica, em geral, o peneiramento grosso é principalmente usado em circuitos de britagem e na rejeição de grossos estéreis e materiais estranhos nas operações com minérios aluvionares. Usa-se para este fim a peneira vibratória e o trommel.

Quando, no caso de minérios aluvionares, há grande quantidade de argilas, difíceis de serem desagregadas, mesmo com a pressão dos monitores aso de lavra hidráulica, pode haver perda de ouro no oversize do peneiramento, carreado pelos blocos de argila. Jatos de água sob pressão durante o peneiramento podem ajudar na desagregação. Pode-se também empregar um atricionador cilíndrico acoplado a um trommel, com defletores radiais para possibilitar quedas mais vigorosas no interior do escrubador. Os seixos do minério também contribuem para a desagregação. Experiências recentes foram relatadas


e dão conta da eficiência do concentrador centrífugo na desagregação de aglomerados de argila.

Uma operação de deslamagem, ou remoção de ultrafinos, é geralmente realizada com o objetivo de manter baixa a viscosidade da polpa a ser concentrada, pois seu aumento é nocivo ao processo. Isto é feito, em pequenas usinas, com auxílio de tanques deslamadores, onde ocorre a sedimentação dos sólidos enquanto a lama sai pelo overflow. São também usados para desaguamento. Em usinas com bom controle operacional, o ciclone é usado para estas funções. A deslamagem deve evitar a perda de finos valiosos passíveis de recuperação numa etapa seguinte de concentração. Uma deslamagem também ocorre nas etapas de concentração, de modo que o concentrado secundário ou terciário se apresenta com menos lama e finos do que a alimentação da primeira etapa de concentração.

A classificação do minério em duas ou três faixas granulométricas para concentração gravítica é recomendável para melhorar a eficiência do processo. Os classificadores hidráulicos são usados para este fim, normalmente precedidos de uma etapa de deslamagem e/ou desaguamento.

Nos empreendimentos de pequeno porte, tratando aluviões auríferas, a tendência, pelo menos no Brasil, é alimentar os equipamentos de concentração sem classificação prévia. Para aumentar a recuperação é necessário reconcentrar os rejeitos de alguns equipamentos em outros mais eficientes para finos, após eliminação dos grossos e intermediários estéreis (por peneiramento e/ou ciclonagem).

3.6. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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4. SEPARAÇÃO MAGNÉTICA Separação magnética: a propriedade determinante nesse processo é a suscetibilidade magnética. Baseado nesse fato, os minerais podem ser divididos em 3 grupos, de acordo com o seu comportamento quando submetidos a um campo magnético (natural ou induzido): ferromagnéticos (forte atração), paramagnéticos (média e fraca atração) e diamagnéticos (nenhuma atração). Os processos podem ser desenvolvidos via seca ou via úmida. Os equipamentos mais utilizados são os tambores, correias, rolos, carrosséis e filtros. A separação magnética é adotada na produção de minério de ferro, areias quartzosas, feldspatos, nefelina sienitos, etc.


4.1. INTRODUÇÃO Materiais magnéticos do tipo magnetita, que atuam como magnetos e são capazes de remover minerais de ferro, são conhecidos desde os primórdios da civilização. No entanto, o significado prático da separação magnética só foi reconhecido no século XIX. Hoje, a separação magnética é um método consagrado na área de processamento de minérios para concentração e/ou purificação de muitas substâncias minerais. Pode ser empregada, dependendo das diferentes respostas ao campo magnético associadas às espécies mineralógicas individualmente, no beneficiamento de minério e na remoção de sucata. A propriedade de um mineral que determina sua resposta a um campo magnético é chamada de susceptibilidade magnética. Com base nessa propriedade, os materiais ou minerais são classificados em duas categorias: aqueles que são atraídos pelo campo magnético e os que são repelidos por ele. No primeiro caso incluem-se os minerais ferromagnéticos, os quais são atraídos fortemente pelo campo, e os paramagnéticos, que são atraídos fracamente. Aqueles que são repelidos pelo campo denominam-se de diamagnéticos. A separação magnética é uma técnica amigável ambientalmente e pode ser usada tanto a seco como a úmido, viabilizando o seu uso em regiões áridas ou onde há disponibilidade de água. O método a seco é usado, em geral, para granulometria grossa e o a úmido para aquelas mais finas. Na história da separação magnética verificam-se avanços em ambos os métodos, sem contar a utilização da tecnologia dos supercondutores, que abriu um novo horizonte na área de processamento de minérios. São conhecidos separadores magnéticos que operam industrialmente com um campo que varia de 5 a 6 T, sendo, 1 tesla (T) = 104 Gauss, que corresponde a 1 N. A-1m-1. O campo de aplicação da separação magnética é muito amplo. É usada na concentração de vários minerais ferrosos e não ferrosos, na remoção de impurezas magnéticas contidas nos minerais industriais, na purificação de águas residuais, na reciclagem de metais contidos em resíduos industriais, etc.O desenvolvimento da separação magnética evoluiu para uma tecnologia que permite separar, desde materiais fortemente magnéticos a fracamente magnéticos, mesmo que sob a forma de partículas finamente dispersas. Isso resultou no desenvolvimento da separação magnética de alta intensidade (high intensity magnetic separation - HIMS) e da separação magnética de alto gradiente (high gradient magnetic separation – HGMS), que usa eletromagnetos resistentes (baixa condutividade) ou supercondutores ou magnetos permanentes. O desenvolvimento dos materiais magnéticos, em particular os de terras-raras, resultando na melhoria de suas propriedades magnéticas, contribuiu para inovar na área da tecnologia de separação magnética. Outro desenvolvimento que contribuiu também para inovação tecnológica foi a introdução de matrizes (placas com ranhuras ou metal expandido, malhas, bolas etc), denominados de matriz, no campo magnético do separador. Essas matrizes, quando magnetizadas, geram um gradiente magnético local, resultando em maior força magnética que atua sobre a partícula.

4.2. FUNDAMENTOS TEÓRICOS Relação entre Grandezas Magnéticas Utilizadas na Separação Magnética. Minerais ferromagnéticos compreendem aqueles que são fortemente atraídos pelo ímã comum. O exemplo mais conhecido é a magnetita. Os paramagnéticos são fracamente


atraídos e o exemplo clássico é a hematita. Os minerais diamagnéticos possuem susceptibilidade magnética negativa e, portanto, são repelidos quando submetidos a um campo magnético. Entre outros se destacam: quartzo, cerussita, magnesita, calcita, barita, fluorita, esfalerita etc. Quando se descreve um campo magnético, é comum referir-se a duas grandezas:

densidade de fluxo magnético e intensidade de campo ambas medidas em

Tesla (T). A primeira, , refere-se ao número de linhas de indução que passam através

da partícula do mineral. A segunda, , é a força de magnetização que proporciona a passagem das linhas de indução através da partícula. Tais grandezas são vetoriais e, portanto, possuem módulo, direção e estão relacionadas pela Equação.

= permeabilidade magnética do meio.

No vácuo, pode ser igual a o para fins práticos. Nas situações em que diferem somente pelo fator de proporcionalidade , indistintamente podem ser chamadas de campo magnético. A experiência mostra que, quando se coloca uma

partícula mineral fracamente magnética em determinado campo de uma dada região

do espaço, o fluxo magnético é acrescido do valor tal que:

O seu valor no ar é muito pequeno e, dessa forma, pode-se tomar o valor de igual a

. É muito comum referir-se apenas à magnetização de um material, que é a ação de criar linhas de indução magnética ou um campo magnético em uma substância ou em uma região determinada do espaço. A relação entre a indução magnética e a magnetização é expressa por:

Conclui-se que a Equação [2] pode ser escrita da forma:

A razão adimensional entre , magnetização, e , intensidade de campo, é chamada de susceptibilidade magnética k, ou seja:


Para materiais paramagnéticos, k é uma constante positiva e de baixo valor, não ultrapassando normalmente ao valor de 10-3. Para os materiais diamagnéticos, k é uma constante negativa, usualmente menor (em módulo) que 10-5. A susceptibilidade magnética de um material ferromagnético é variável e depende do campo de magnetização, da natureza e do manuseio da amostra. Os materiais ferromagnéticos são, na sua maioria, referenciados em termos da permeabilidade magnética e, de acordo com a Equação, tem-se:

Das relações, conclui-se que: = 1+ 4πk Partículas Minerais Submetidas à Ação de Campo Magnético

As grandezas magnéticas mais importantes que determinam a força magnética que atua em um sólido podem ser ilustradas revendo-se uma experiência de magnetismo e analisando-se o comportamento de algumas partículas de minerais submetidas à ação do campo. Seja o campo magnético, Hz, produzido por um solenoide de laboratório, conforme Figura 4.1. No gráfico da direita está representada a variação do campo ao longo do eixo do solenoide, quando esse é alimentado com uma potência de 400 kW. A intensidade de campo é de 3 T no centro da espira e de 0,18 nas extremidades. Se a corrente através do solenoide é reduzida 10 vezes, o campo magnético em todos os pontos será proporcionalmente reduzido de 10 vezes, e o consumo de energia será reduzido 100 vezes. Quando se coloca amostras de quartzo, hematita e magnetita em um determinado ponto ao longo do eixo do solenoide observa-se que, ao variar a corrente elétrica, o campo magnético também varia e, como consequência, o peso aparente da partícula também varia. Para facilitar, tomou-se a variação aparente do peso em grama (g) igual à unidade magnética em unidades de grama-força. Verifica-se que a força magnética é mais intensa nas extremidades da espira e não no centro, onde existe maior intensidade de campo magnético. Na verdade, no centro do solenoide a força é praticamente zero. De tal forma, observa-se que a força é maior onde há maior gradiente de campo e, no centro do solenoide, são nulos o gradiente e a força magnética. (Campo magnético no interior de um solenoide e a representação gráfica do mesmo). Quando a amostra está na parte superior do solenoide, os pesos aparentes da hematita e magnetita aumentam com o aumento do campo, mas o peso aparente do quartzo diminui. Se a amostra estiver situada na parte inferior do solenóide, os pesos aparentes da hematita e magnetita diminuem e o do quartzo aumenta. Conclui-se que a força magnética que atua na hematita e na magnetita é dirigida para o centro do solenoide, onde existe um campo magnético mais elevado. No caso do quartzo, a força magnética é dirigida para a extremidade na qual o campo é mais fraco. Na Tabela 1 constam as diversas ações da força magnética equivalente ao peso de 1,0 g da amostra localizada na borda da espira.


Tabela 1 - Medidas da força magnética sobre amostras de 1 g de quartzo, hematita e

magnetita suspensas no eixo de um solenoide. O sinal positivo indica a orientação no sentido de maior intensidade de campo. A unidade grama (g) foi utilizada para facilitar a comparação com o peso da amostra. Nota-se que a força sobre a hematita e o quartzo aumenta com o quadrado do campo ou do gradiente, embora a força sobre a magnetita aumente na mesma proporção do aumento de campo magnético. Para o quartzo, mineral tipicamente diamagnético, a força atuante é muitas vezes menor que o seu peso.

Figura 1 - Solenoide

Na hematita, mineral paramagnético, a força é desprezível em comparação ao seu peso, sob ação de campo de 0,18 T. Apenas com o aumento do campo para a intensidade de 1,8 T, o valor da força magnética situa-se na ordem de grandeza da força gravitacional. A magnetita, mineral ferromagnético, detém força magnética muitas vezes maior do que o seu peso, mesmo sob ação de um campo com baixa intensidade. Em anexo, encontra-se uma relação dos principais minerais, indicando a faixa de campo magnético nas quais os mesmos podem ser separados pelo processo de separação magnética.


O fenômeno que governa a separação magnética está relacionado a duas questões básicas: o comportamento das partículas de minerais diferentes quando expostas a um mesmo campo magnético e, a segunda questão, às forças magnéticas que atuam sobre elas. Na situação inicial, tem-se a análise das respostas das diferentes partículas minerais ao campo a elas aplicado. Isso resulta na já conhecida atração ou repulsão das mesmas pelo campo. Na Figura 2, registra-se a indução magnética para diferentes espécies mineralógicas, em função da intensidade de campo aplicado. Observa-se que os minerais ferromagnéticos (curva a) caracterizam-se pela resposta rápida da indução magnética com o campo. Na curva b, a indução magnética é menos acentuada, é o caso os minerais paramagnéticos. No caso da curva c, a situação é inversa, ou seja, a indução magnética possui valor negativo. Isso é observado com os minerais diamagnéticos.

Figura 2 - Indução magnética para diferentes espécies mineralógicas: ferromagnéticas,

(b) paramagnéticas e (c) diamagnéticas.

Em segundo lugar, procura-se analisar como as forças magnéticas atuam sobre partículas submetidas a um campo. Para efeito didático, é útil imaginar que uma partícula magnetizada comporta-se, temporariamente, como uma barra magnética, em cujas extremidades estão os polos norte e sul. Nos materiais ferromagnéticos, o linhamento dos dipolos é permanente. Nos materiais paramagnéticos, tal alinhamento não é permanente, sendo apenas induzido enquanto o campo é aplicado, tornando-se totalmente aleatório na ausência do campo. Quando um campo magnético uniforme é aplicado a uma partícula, as forças que atuam sobre os dois polos da mesma são iguais e opostas, portanto a resultante dessas forças é nula. Se o campo aplicado nas duas extremidades difere em intensidade, resultará numa força que age sobre a partícula. Tal fato mostra que o campo aplicado possui variação especial que é função das dimensões do material magnetizado. Essa variação de campo, também chamada de gradiente, resulta numa força atuante sobre o material, provocando a atração ou repulsão do mesmo. Nos equipamentos modernos, tanto o campo quanto o gradiente são os responsáveis de primeira ordem pelo processo de separação. Relembrando que a intensidade de campo refere-se ao número de linhas de fluxo que passa por uma determinada área, enquanto o gradiente de campo descreve a convergência ou divergência das linhas de fluxo. A Figura 4.3 ilustra muito bem esse fato: em A tem-se um campo uniforme e, em B, um campo convergente. A força resultante é nula sobre a partícula. Em B tem-se um campo convergente, o fluxo de linhas mostra um gradiente de campo. Há, no caso, uma força resultante atuando sobre a partícula.


Figura 3 - Campo magnético uniforme (A) e convergente (B), apresentando o gradiente

de campo.

4.3. DESCRIÇÃO DOS EQUIPAMENTOS Há uma variedade de separadores magnéticos que podem ser classificados, de acordo com o uso, em dois grupos: separadores a seco e a úmido. Eles podem ser subdivididos de acordo com as características do campo de indução. Logo, são encontrados os separadores de baixa e alta intensidades, tanto para a operação a seco, quanto a úmido. A forma dos elementos que executam o trabalho de separação no equipamento exerce influência significativa sobre a classificação dos separadores. Assim, são denominados separadores de tambor, de rolos induzidos, de correias cruzadas, de carrossel, etc. No Diagrama apresentado na Figura 4, ilustra-se a classificação, as características e aplicações dos separadores, englobando os critérios de classificação já discutidos. Matrizes Ferromagnéticas

Há duas formas de se produzir um gradiente. A primeira, e mais simples, consiste na construção de um polo de eletroímã com a área bem menor que a do polo oposto, (Figura 3 B). A segunda consiste na utilização de matrizes entre os polos do eletroímã. A finalidade dessas matrizes é aumentar o gradiente, produzindo sítios dentro das mesmas com campo de alta intensidade. Vários modelos foram propostos e/ou utilizados, dentre os quais se destacam: esferas, hastes, placas sulcadas, grades, lã de aço, etc. A matriz deve ser escolhida de modo a se ajustar às características do minério, inclusive contribuir ao melhor desempenho da separação. No processo de seleção da matriz devem ser feitas, entre outras, as seguintes considerações: (i) gradiente máximo de campo; (ii) área superficial de captação por unidade de volume da zona da matriz; (iii) capacidade de limpeza da matriz (remoção das partículas magnéticas) com rapidez para manter o sistema de fluxo contínuo; (iv) porosidade da matriz para permitir a vazão da polpa; caso ela tenha um valor muito baixo, é necessária maior pressão para obter a vazão ideal sem obstrução;


(v) o material usado na fabricação das matrizes deve reter o mínimo de magnetização quando as mesmas são removidas do campo; no caso de a matriz reter quantidade significativa de magnetização, torna-se impossível a remoção das partículas magnetizadas.

Figura 4 - Diagrama contendo as características, classificação e aplicações dos

separadores magnéticos.

4.3.1. Separador Magnético a Úmido de Alta Intensidade para Laboratório

O desenvolvimento da separação magnética tomou grandes dimensões com o advento das matrizes ferromagnéticas e, como consequência, a fabricação do separador Jones. Por conseguinte, o sistema de matrizes e a grande eficiência da separação nas faixas granulométricas finas proporcionou vantagens significativas comparados aos demais. A


sua aplicação, devido à operação sempre com alta intensidade, restringe-se, em geral, aos minerais paramagnéticos. Quando se trata de minerais ferromagnéticos, o método encontra sérias limitações. A remoção das partículas magnéticas captadas pela matriz tornou-se um obstáculo em virtude da alta susceptibilidade magnética dos minerais, mesmo utilizando pressões de 40 a 50 psi na água de lavagem. Na Tabela 2 ilustra-se uma lista de cinco grupos de minerais classificados como ferromagnéticos: moderadamente magnéticos, fracamente magnéticos, debilmente magnéticos, não magnéticos e diamagnéticos. Também são indicadas as faixas de intensidade de campo magnético para esses minerais. Na Tabela 3, consta a atratividade relativa dos minerais. Na Figura 5 (A) ilustra-se, de forma esquemática, um separador magnético tipo Jones, usado em operação de laboratório. Um elevado campo magnético é aplicado nas matrizes situadas na caixa 12. As matrizes são sulcadas, a fim de que as forças magnéticas sejam máximas no interior das mesmas. A alimentação é mantida constante por meio da válvula, durante um intervalo de 2,0 s, enquanto as não magnéticas atravessam tal região e são descarregadas em um recipiente coletor. Na segunda fase da operação, as partículas captadas na matriz são lavadas por um fluxo de água com baixa pressão, segundo o percurso 9 e 3. Durante a operação, os dois pistões hidráulicos(5) são acionados, um após o outro. O procedimento permite regular a pressão da água de lavagem, que é uma variável a ser controlada e está ligada a outros fatores, como a susceptibilidade magnética dos minerais. O tempo de lavagem na operação é estimado em 1,5 s. Nele são coletadas as partículas paramagnéticas. Na terceira e última fase da operação, o campo magnético é desligado, iniciando se a lavagem do concentrado com o fluxo de água, segundo 6 e 3. A faixa de pressão utilizada é de 40 a 50 psi, permitindo a coleta do concentrado magnético.

4.3.2. Separador Magnético Tipo Carrossel

Na Figura 5 (B), ilustram-se as características essenciais do separador magnético a úmido de alta intensidade, para circuito contínuo. O equipamento consta de um anel rotativo, às vezes chamado de carrossel, que atravessa um campo magnético, no qual são instaladas as matrizes. A alimentação é feita, de modo que a polpa atravesse uma região com campo de alta intensidade. A fração magnética é captada pela matriz, ou pelo menos, é retardada o suficiente para ser carregada pelo movimento do anel rotativo a uma região de campo com baixa intensidade. Nesta região, as partículas magnéticas remanescentes na matriz são descarregadas por meio de um jato d'água e, assim, torna-se possível à coleta da fração magnética num determinado ponto da calha coletora. A separação é obtida com seletividade, visto que facilmente se controlam as variáveis operacionais como: intensidade de campo, elemento de conversão de fluxo, taxa de alimentação, percentagem de sólidos na polpa, velocidade do anel rotativo ou rotor de descarga das partículas magnéticas.


Figura 5 – Diagrama representativo dos separadores a úmido de alta intensidade para

laboratório (A) e de carrossel (B) para circuito contínuo.

4.3.3. Separador de Correias Cruzadas

O separador, conforme ilustrado na Figura 4.6, consiste essencialmente de um transportador de correia plana (correia principal), que passa entre os polos paralelos de dois eletroímãs, e outro transportador de correia plana perpendicular à principal (correia secundária). A correia secundária passa sobre a superfície do polo superior, com a área menor em relação a do polo inferior, proporcionando a convergência do campo. Entre as duas superfícies existe um "vão" ou gap separando as duas correias por uma distância da ordem de 10 mm, na região de maior intensidade de campo, por onde passa o material. O equipamento, que opera a seco com intensidade de campo até 1,0 T, possui um índice elevado de seletividade e sua faixa granulométrica de aplicação está compreendida entre 1,65 mm e 104 m. Os minerais a serem separados são introduzidos sob a forma de uma camada fina sobre a correia principal. Os magnéticos são suspensos e retidos na correia secundária, que se desloca transversalmente à principal, transportando-os para uma região ausente de campo, seguida da deposição nas caixas coletoras. O material não magnético permanece na correia principal, sendo depositado na caixa coletora situada na extremidade da correia, conforme ilustrado na Figura 4.6. É comum, nos modelos industriais, a existência de dois ou mais pares de polos em série, entre os quais passa a correia principal de uma extremidade a outra do separador.


Figura 6 – Diagrama esquemático de um separador magnético de correias cruzadas.

Tais equipamentos permitem a operação com diferentes intensidades de campo ao longo da correia principal. O valor de intensidade cresce desde a alimentação até o terminal da correia. Como consequência permite-se a separação seletiva de materiais, com diferentes susceptibilidades, em um mesmo separador. Os principais parâmetros operacionais do separador são: (i) velocidade das correias, o "vão" entre os polos e a taxa de alimentação; (ii) o fluxo magnético, que aumenta no sentido da alimentação à extremidade oposta do separador.

4.3.4. Separador de Rolo Induzido

Em tal separador, a fração magnética é separada durante a passagem do minério através de campos magnéticos com intensidades de até 1,8 T, produzidos por rotores localizados entre os polos de eletroímãs. O "vão" entre o polo e o rotor pode ser ajustado para qualquer posição, sendo usual trabalhar com abertura bem menor, comparada com as de outros separadores. Como o fluxo magnético é uma função inversa do quadrado do "vão", as forças de campo mais intensas são obtidas com o "vão" menor, e, consequentemente, uma alimentação com granulometria mais fina. A convergência de campo é reforçada, em alguns modelos, pela utilização de rotores dotados de sulco na superfície. As partículas são alimentadas sobre o rotor e penetram imediatamente na região de campo entre o polo e o rotor. As partículas magnéticas permanecem inalteradas. Tal fato confere às partículas magnéticas e não magnéticas trajetórias diferentes, sendo coletadas separadamente, conforme se observa na Figura 7. Os separadores de rolo induzido são usados na remoção das impurezas ferruginosas contidas nos concentrados de sílica (areia), feldspato, barita, entre outras. Como etapas de concentração, são usados nos circuitos de beneficiamento de minerais paramagnéticos, tais como: monazita, cromita, granada, wolframita, etc.


Os equipamentos são fabricados desde o modelo mais simples, com um rolo, até os modelos mais sofisticados, com rolos em série. A capacidade de alimentação varia de caso a caso. No entanto, a faixa de operação situa-se entre 17.700 a 35.400 kg/h.m de largura do rolo. Alimentação

O controle da velocidade de passagem das partículas minerais através do campo magnético constitui uma das formas de se melhorar a seletividade da separação. No caso da separação a seco, é conveniente que o leito das partículas que atravessa o campo não seja espesso, pois em tais condições somente as partículas situadas na superfície do leito serão atraídas pelo campo. De outro modo, partículas magnéticas situadas na camada inferior do leito arrastarão aquelas não magnéticas, situadas na camada superior, contaminando o concentrado. A alimentação ideal, para os separadores de correias cruzadas, seria aquela cujo leito fosse constituído por uma única camada, o que nem sempre se verifica na prática. Tal procedimento diminui substancialmente a produção, contudo aumenta a seletividade. O excesso de alimentação acarreta a formação de oclusões de minerais não magnéticos dentro dos flocos magnéticos, prejudicando a separação a seco, principalmente, quando se trabalha com material fino e de elevada susceptibilidade. Tal contaminação deve-se não só à formação de flocos como também à formação de cadeias instantâneas de partículas magnetizadas que arrastam as não magnéticas. Nos separadores a úmido, não há grande velocidade das partículas na direção da maior intensidade de campo devido à resistência oferecida pela água. Além de controle da alimentação, em alguns casos, é usado o recurso da reversão na polaridade para minimizar o efeito de adesão.

Figura 7 – Diagrama esquemático de um separador magnético de rolo induzido.


4.4. APLICAÇÕES PRÁTICAS Na área de concentração de minérios, a principal aplicação prática da separação magnética a úmido de alta intensidade é feita pela Vale, em Itabira – MG, onde são usados separadores de carrossel, tipo Jones-Humbolt, na concentração de hematita. A utilização desse tipo de separador, no início da década de 70, permitiu a Vale inviabiliza o aproveitamento de itabiritos, até então não considerados como minério de ferro. Outra grande aplicação da separação magnética a úmido de alta intensidade é no beneficiamento de caulim, com finalidade de remover minerais de ferro e titânio, prejudiciais à alvura do produto. Isto ocorre na Caulim da Amazônia S.A. – CADAM, onde são utilizados separadores magnéticos criogênicos, tipo Carpco, gerando campo magnético da ordem de 5,0 T (12). Outras utilizações são a seguir enumeradas: (i) remoção de impurezas magnéticas de concentrados de cassiterita, scheelita, cromita, areia quartzosa e do feldspato; (ii) remoção da magnetita do amianto e dos minérios fosfatados; (iii) purificação do talco, na recuperação de wolframita e minerais sulfetados de molibdênio, contidos em rejeitos de beneficiamento; (iv) no beneficiamento de minérios de urânio e de minerais pesados (ilmenita, rutilo). A remoção, por separação magnética, da pirita contida no carvão é uma área de aplicação potencial desse processo. Outra aplicação, também em potencial, que pode utilizar técnicas de separação magnética de alta intensidade é a purificação da água. Por meio do uso de separadores com supercondutores, pode-se remover as impurezas magnéticas, em alguns casos cancerígenas, como também certos vírus e/ou bactérias que podem associar-se ao material magnético. Tal área de aplicação é, sem dúvida, o maior potencial que se conhece, no presente, para o uso da separação magnética. Com o advento dos supercondutores, tal expectativa pode tornar-se uma realidade bem próxima.

5. SEPARAÇÃO ELETROSTÁTICA

5.1. INTRODUÇÃO A separação eletrostática é um processo de concentração de minérios que se baseia nas diferenças de algumas das propriedades dos minérios, tais como: condutibilidade elétrica, susceptibilidade em adquirir cargas elétricas superficiais, forma geométrica, densidade, entre outras. Para promover a separação, é necessária a existência de dois fatores elétricos: (i) carga elétrica superficial das partículas ou polarização induzida, que lhes permitam sofrer a influência do campo elétrico; (ii) um campo elétrico de intensidade suficiente para desviar uma partícula eletricamente carregada, quando em movimento na região do campo. O termo eletrostático é empregado com frequência, porque os primeiros separadores eram de natureza puramente eletrostática, sem o chamado fluxo iônico. Atualmente são usados equipamentos, nos quais a energia elétrica é aplicada em forma de fluxo iônico e denominada de eletrodinâmica. Os primeiros equipamentos a serem utilizados em escala


industrial datam de 1800 e foram empregados na separação de ouro e sulfetos metálicos da ganga silicosa com baixa condutividade. No período de 1920-1940, com o advento da flotação houve pouca utilização do processo. Somente a partir de 1940, com o progresso obtido no uso de fontes de alta tensão e os aperfeiçoamentos obtidos nas áreas de eletricidade e eletrônica, tornou-se a separação eletrostática competitiva, se comparada com outros processos na área do processamento de minérios. A separação eletrostática está condicionada, entre outros fatores, ao mecanismo do sistema que produz as cargas superficiais nos diversos minerais a serem separados e à granulometria de liberação, que deve proporcionar uma partícula com massa suficiente para que haja uma atração efetiva por parte do campo elétrico aplicado. Para os equipamentos, ditos modernos, tal granulometria mínima situa-se em torno de 20 m. Neste trabalho há uma descrição da eletrização das partículas dos minerais, dos tipos de separadores utilizados, dos condicionantes ambientais do processo, da granulometria da alimentação e de implicações industriais. Eletrização de Partículas Minerais

O sucesso da separação eletrostática dos minerais está relacionado à eficiência do mecanismo de eletrização dos mesmos. As espécies mineralógicas devem responder, de forma diferente, tanto ao carregamento superficial de cargas como ao campo elétrico aplicado a elas, e, ainda, à sua natureza, composição química, etc. Para que ocorra a separação dos minerais, os mesmos devem estar individualizados, o que favorece a sua eletrização seletiva. Outro fator a ser considerado é o limite inferior da granulometria de liberação que deve ser da ordem de 20 m. Em tais condições deve haver uma quantidade mínima de massa, suficiente para que haja uma atração efetiva por parte da força elétrica aplicada. Dentre os processos de eletrização, três deles destacam-se no âmbito dos métodos de concentração. Assim, são usadas eletrizações por contato ou atrito, por indução e por bombardeamento iônico. Cada processo proporciona certo aumento na carga superficial das partículas; no entanto, as operações práticas são levadas a efeito por dois ou mais mecanismos, conjuntamente. Eletrização por Contato ou Atrito

Quando minerais com naturezas diferentes são postos em contato e separados posteriormente, pode ocorrer, dependendo das condições, o aparecimento de cargas elétricas com sinais opostos nas superfícies dos mesmos. O fenômeno é conhecido desde a antiguidade, pois Thales de Mileto (500 a. C.) observou que o âmbar atritado tinha o poder de atrair pequenas partículas de minerais. Tal processo de eletrização está ligado à natureza e à forma das partículas associadas ao processo. Bons resultados são obtidos com operações repetidas, que são necessárias por causa da pequena área de contato entre as partículas. Por isso, cuidados especiais devem ser tomados com as superfícies das mesmas, que devem estar limpas e secas. Para materiais com baixa condutividade elétrica, pode-se atingir uma densidade elevada de carga superficial, o que favorece a separação.


Dois aspectos devem ser observados no processo de eletrização por contato. Em primeiro lugar, está a transferência de cargas através da interface nos pontos de contato entre os materiais que, sob condições rígidas de controle, permitem prever a polaridade da eletrização. Em segundo lugar está a carga residual de cada material depois de interrompido o contato entre eles, fenômeno ainda sem explicação. Na verdade, pouco se sabe sobre como controlar ou quantificar a carga elétrica que pode permanecer após cessar o contato entre os materiais. As aplicações industriais com esse tipo de eletrização são baseadas em resultados experimentais, consistindo em elevado número de ensaios, os quais levam em consideração as influências devidas ao ambiente operacional: umidade, temperatura, campo elétrico, dentre outras. Eletrização por Indução

Quando as partículas minerais, em contato com uma superfície condutora e aterrada, são submetidas a um campo elétrico, observa-se a indução de uma carga superficial nas mesmas. Tal carga depende da intensidade de campo e da natureza das partículas, lembrando que não existem condutores e dielétricos perfeitos. Por meio da indução, tanto o material condutor quanto o dielétrico adquirem cargas elétricas; no entanto os primeiros possuem uma superfície equipotencial quando em contato com a superfície aterrada. As partículas dielétricas submetidas à indução tornam-se polarizadas devido à transferência de cargas. As partículas condutoras deixam fluir suas cargas por meio da superfície aterrada. Ficam então, com carga de mesmo sinal ao da superfície aterrada e são repelidas por ela. Já as não condutoras sofrem apenas polarização, conforme mostrado na Figura 1. Essas ficam então aderidas à superfície como consequência da atração eletrostática.

Figura 1 – Diagrama representativo de duas partículas após o carregamento por indução. As diferentes respostas dadas pelas partículas minerais ao processo de indução de cargas são utilizadas na separação das mesmas pelo método eletrostático. Eletrização por Bombardeamento Iônico

Os gases, nas CNTP, não conduzem a corrente elétrica, comportando-se como dielétricos. Por outro lado, se submetidos a um potencial elevado, ocorre uma descarga iônica e, consequentemente, a condução da corrente elétrica. A intensidade da descarga depende da forma dos eletrodos, que estabelecem o potencial. Na realidade, o que ocorre é um fluxo iônico entre os eletrodos de pequenas dimensões. Na prática, os melhores resultados são obtidos usando-se eletrodo fabricado com fio de tungstênio e


diâmetro da ordem de 0,25 mm(5). Denomina-se efeito corona, o fluxo iônico obtido com tais eletrodos, quando submetidos a potenciais elevados. O efeito corona é utilizado na eletrização de partículas de minerais durante a separação eletrostática, e constitui-se num dos mecanismos mais eficientes de carregamento. Todas as partículas de formas e dimensões diferentes, condutoras e não condutoras, adquirem cargas com a mesma polaridade do eletrodo. Tal mecanismo é usado no processamento de minérios, quase que exclusivamente para separar os materiais condutores dos dielétricos. Trata-se de um processo que requer equipamento de alta tensão e, na prática, os melhores resultados são obtidos quando o mecanismo está associado a outro, como, por exemplo, a eletrização por contato e com repetidas etapas de limpeza. O procedimento prático consiste em fazer passar, através da região do espaço em que está situado o fluxo iônico, as partículas a serem carregadas. Todas aquelas situadas sobre a superfície aterrada recebem um bombardeamento intenso: as condutoras transferem suas cargas à superfície, enquanto as dielétricas as retêm, permanecendo coladas à mesma. A força que mantém as não condutoras coladas à superfície é chamada de "força de imagem”.

5.2. TIPOS DE SEPARADORES Os equipamentos utilizados na prática têm em comum alguns componentes básicos: sistemas de alimentação e coleta dos produtos, campo elétrico externo, mecanismos de carregamento e dispositivos de adesivos na trajetória das partículas dielétricas. O potencial e/ou campo elétrico variam de acordo com o tipo de separador. Usualmente opera-se com potenciais entre 10 a 100 kV, enquanto o campo elétrico está compreendido na faixa de 4 x 104 até 3 x 106 V/m. A forma de um separador está essencialmente relacionada ao tipo de mecanismo utilizado no carregamento das diferentes espécies mineralógicas contidas no minério. Com efeito, existem dois tipos básicos de equipamentos; os eletrodinâmicos e os eletrostáticos. Nos primeiros emprega-se o fluxo iônico com transferência de cargas, enquanto nos últimos não há fluxo iônico. Na prática são encontrados os separadores eletrodinâmicos, comumente chamados "de alta tensão", e os separadores eletrostáticos de placas condutoras.

5.2.1. Separadores Eletrodinâmicos

Eles possuem a configuração esquematizada na Figura 2, na qual se observa o tambor rotativo (T) e aterrado, os eletrodos, a escova de limpeza e as várias trajetórias das partículas. A mistura, constituída de minerais com diferentes susceptibilidades à eletrização superficial, é alimentada em A, sobre a superfície do tambor que recebe o bombardeamento iônico (trecho BC) por meio do eletrodo de ionização. No eletrodo é utilizada corrente contínua, potencial da ordem de 50 kV e geralmente polarização negativa. Os minerais sob intenso efeito corona carregam-se negativamente, permanecendo aderidos à superfície até penetrarem na região de ação do eletrodo estático (trecho CD). O eletrodo estático tem a função de reverter, por indução, as cargas das partículas condutoras, provocando o deslocamento lateral das partículas em relação à superfície do tambor, alterando a sua trajetória e coletando-as como material condutor. O material dielétrico permanece com carga negativa e, portanto, colado à


superfície do tambor até ser removido com auxílio da escova e do eletrodo de corrente alternada. O dispositivo tem a função adicional de tornar mais eficiente o processo de limpeza com a escova. As dimensões dos separadores são avaliadas em relação ao diâmetro e comprimento do tambor. Assim, são fabricados equipamentos com diâmetros que variam na faixa de 150 a 240 mm e comprimento de até 3 m. A capacidade é calculada em função da alimentação que atravessa o tambor nas unidades de tempo e de comprimento do mesmo (kg/h.m), podendo variar até 2.500 kg/h.m, para o caso de minério de ferro, e 1.000 kg/h.m, no caso de areia monazítica.

5.2.2. Separadores de Placas Condutoras

Os primeiros separadores eletrostáticos utilizados na prática foram aqueles compostos de duas placas, uma carregada negativamente e outra positivamente, com elevado gradiente de campo entre elas. Os equipamentos eram usados na separação de silvita-halita, feldspato-quartzo e fosfato-quartzo. Atualmente são obsoletos, devido à maior eficiência, capacidade e versatilidade dos separadores eletrodinâmicos, como também, à utilização do processo de flotação. O equipamento, conforme diagrama ilustrado na Figura 3 possui duas placas, uma condutora e outra constituída de um eletrodo gigante. Em alguns modelos, a placa condutora é constituída de uma tela. A operação das duas modalidades possui diferença apenas na coleta do material condutor. A alimentação é feita entre as placas e os minerais fluem livremente por gravidade. O carregamento por indução ocorre sobre a placa condutora pela ação do campo elétrico, devido ao eletrodo. Acontece, com isso, uma transferência de elétrons dos minerais condutores através da placa, tornando-os positivos. O procedimento resulta na atração das partículas condutoras pelo eletrodo, mudando a sua trajetória.

Figura 2 – Diagrama esquemático do separador eletrodinâmico ou de alta tensão


Figura 3 – Diagrama ilustrativo dos separadores de placas condutoras

As forças eletrostáticas que atuam nos separadores de placas condutoras são de baixa intensidade, limitando a aplicação dos mesmos à separação de minerais com granulometria mais grossa. Tal limitação é um fator coadjuvante que justifica o baixo uso dos equipamentos nas operações primárias de separação, e, ainda, faz com que sejam raramente usados nas etapas de limpeza, como no caso das areias monazíticas. Espera-se que com o aperfeiçoamento dos separadores eletrodinâmicos, os de placas condutoras tenham apenas valor histórico.

5.3. INFLUÊNCIA DO AMBIENTE OPERACIONAL Toda e qualquer operação com energia sob a forma eletrostática está relacionada ao estado e à natureza das superfícies comprometidas com o processo e às condições do ambiente de operação. Assim, para se obter a eletrização superficial das partículas submetidas à separação eletrostática, as partículas devem possuir superfícies livres de contaminações e/ou sujeiras (matéria orgânica), e a área operacional deve estar isenta de poeira e umidade. Por tais razões, são introduzidas nas instalações industriais etapas de lavagem, atrição e secagem do material, antes da alimentação. É comum a remoção da camada fina e superficial de lama da hematita antes da separação, o que proporciona uma variação na sua resistividade de 5 x 10-8 a 2 x 10-2 m. Outro fator indesejável ao processo é a poeira ou fração ultrafina do minério, que deve ser eliminada, conduzindo-se a operação em ambiente sob vácuo para minimizar seus efeitos. A etapa de secagem é usada como alternativa para eliminar a umidade do material. O procedimento não constitui uma dificuldade prática ao processo, porém a manutenção do material em ambiente ausente de umidade tem sido um agravante oneroso. As operações com temperaturas elevadas, da ordem de 60°C, na separação eletrostática de rutilo, são usadas para diminuir as dificuldades causadas pela umidade. É conhecido que tal fator tem maior influência nos separadores eletrostáticos convencionais comparados aos de alta tensão. É importante salientar que cada minério tem suas características próprias e, igualmente, cada ambiente operacional tem sua influência especial. As razões justificam a construção de separadores com sistemas de bobinas, o que permite o


aquecimento do material antes da alimentação, como também a utilização de um conjunto de luzes na região do campo elétrico.

5.4. INFLUÊNCIA DA GRANULOMETRIA Como na maioria dos processos na área de beneficiamento de minérios, as faixas granulométricas muito amplas não são adequadas à separação eletrostática. A dimensão e forma das partículas têm influência na ação do separador. Aquelas com granulometria grossa possuem carga superficial pequena devido à baixa superfície específica. Como consequência, a força eletrostática sobre as mesmas é menor que o peso individual de cada partícula. Tal fato justifica a existência de material grosso e condutor na fração não condutora, diminuindo a eficiência do processo. De outro modo, partículas muito finas e condutoras tendem a permanecer com as não condutoras nos leitos inferiores das mesmas sobre a superfície do rolo, diminuindo também o desempenho da operação. Em virtude disso, é normal a prática operacional que utiliza múltiplos estágios de limpeza com a coleta adicional de uma fração mista, o que proporciona a obtenção de concentrados mais puros. Um bom procedimento consiste na otimização da faixa granulométrica mais adequada, sem perdas na eficiência do processo. Tal procedimento é feito com repetidos ensaios em escala de laboratório e/ou piloto para cada tipo de minério a ser tratado. É comum usar a faixa de 50 a 100 m para o tratamento da areia monazítica.

5.5. PRINCIPAIS APLICAÇÕES Há limites para aplicação do processo de separação eletrostática, todavia o método de separação é usado, tanto no processamento de minérios como em outras áreas, podendo ser citadas: (i) concentração de minérios de ilmenita, rutilo, zircão, apatita, amianto, hematita, etc; (ii) purificação de alimentos, como remoção de certas impurezas contidas nos cereais; (iii) remoção do cobre em resíduos industriais reaproveitáveis; (iv) purificação dos gases em chaminés industriais, por meio de precipitação eletrostática. A maior aplicação prática da separação eletrostática se verifica no processamento de areias monazíticas e depósitos aluvionários contendo minerais de titânio. No primeiro caso, poucas são as operações que não utilizam o processo. Na Flórida (EUA), registram-se elevadas produções de concentrado de minerais pesados combinando as operações magnética e eletrostática(8). Em alguns casos, é empregada a separação gravítica na remoção da sílica, como etapa inicial do processo, seguida da separação magnética e, por último, a eletrostática. Tal procedimento pode ser observado em vários circuitos de processamento das areias monazíticas, conforme o diagrama de blocos da Figura 4.


Figura 4 – Diagrama de blocos simplificado, típico para processamento de areia

monazítca.

5.6. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS SVOBODA, J; FUJITA, T. Inovation in magnetic techniques of material treatment: technology at a crossroad. Proceeding of the 22th International Mineral Processing Congress (IMPC), p. 261-269, Cape Town, South Africa, 2003.

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5.7. ANEXO Tabela 2 – Relação dos principais minerais com propriedades magnéticas, indicando a faixa de campo magnético em que os mesmos podem ser separados por processo de separação magnética.


6. QUIMICA DE SUPERFICIE A separação por flotação é caracterizada pelo envolvimento das fases sólida, líquida e gasosa. Desse modo, para a compreensão desse processo, é necessário estudar as propriedades físico-químicas de superfície, estabelecendo a natureza e a ligação entre as interfaces sólido-líquido, sólido-gás e gás-líquido. Neste particular, a aplicação dos princípios da termodinâmica de interfaces tem contribuído para o entendimento dos mecanismos envolvidos no processo. O conceito de energia livre superficial fornece uma base satisfatória para explicar a maioria dos fenômenos que são pertinentes ao processo de flotação. Evidências experimentais dentro dos princípios da fragmentação indicam que sólidos duros geralmente apresentam energia superficial mais elevada do que os friáveis, requerendo uma maior quantidade de energia para romper as forças de ligação existentes antes da formação das superfícies. A energia livre superficial dos sólidos deve ser considerada, pois o cálculo da mesma permite ainda avaliar a hidrofobicidade bem como outros parâmetros de molhabilidade. As partículas finas produzidas durante o processo de fragmentação aderem umas às outras, por meio de forças eletrostáticas e de van der Waals. Dessa forma, são poucas as etapas do processo de beneficiamento realizadas a seco, a água é o meio de dispersão mais econômico. Consequentemente é importante avaliar a reatividade da superfície dessas partículas, gerada pela quebra da periodicidade regular da rede cristalina dos sólidos, com as moléculas de água, ou seja, a natureza da interface mineral-água.


Em comparação com o interior do cristal, aqueles da camada mais externa apresentam forte tendência de interação com outras espécies químicas normalmente presentes na polpa. Esta interação é a causa principal dos fenômenos de adsorção que ocorrem na interface mineral-água. Estes fenômenos podem ser de natureza química, ocasionando a formação de novos compostos na superfície do mineral. Em outras situações, forças de origem física, eletrostáticas, por exemplo, são predominantes. As propriedades elétricas das interfaces são estudadas com auxílio do modelo da dupla camada elétrica-DCE.

6.1. TIPO DE LIGAÇÃO QUÍMICA E ESTRUTURA CRISTALINA

As propriedades dos minerais influenciam e determinam as características das interfaces sólido-líquido e sólido-gás. As ligações químicas entre as interfaces são uma consequência direta das ligações existentes dentro de cada fase e da estrutura eletrônica dos átomos que participam dessas interações. Nesta seção são apresentados somente alguns aspectos relevantes sobre a estrutura cristalina dos sólidos e do tipo de ligação química que os mantêm unidos para a interpretação dos fenômenos de superfície que serão mencionados neste capítulo. A estrutura cristalina e a reatividade dos sólidos dependem da geometria do arranjo dos átomos constituintes, que por sua vez depende do tamanho dos mesmos e da natureza de ligação que os mantêm unidos. Há três tipos principais de ligação interatômica:

covalente - entre átomos onde os elétrons são compartilhados entre os núcleos (ligação forte e orientada); iônica - entre átomos os quais um aceita elétron e outro doa elétron (ligação forte e não orientada); metálica - entre átomos doadores de elétrons (ligação forte, não- orientada). Além disso, existe uma ligação fraca, que mantém as moléculas unidas, mesmo quando as suas ligações primárias entre os átomos (mencionadas acima) estão completamente saturadas, denominada ligação residual (forças de van der Waals). Ela manisfesta-se na coesão das moléculas presentes nos líquidos ou em cristais. As características das ligações mencionadas foram descritas por Gaudin et al., (1957). Entre todas as forças que desempenham algum papel no estado molecular, as de van der Waals são, sem dúvida, as mais fracas, embora provavelmente sejam as mais universais. Diferentemente da ligação covalente, que está associada a uma troca de elétrons e, consequentemente, envolve altas energias (da ordem de 100 kcal/mol), a ligação de van der Waals pode operar a distâncias onde existe pequeno ou mesmo nenhum recobrimento ou troca de elétrons e, em geral, é associada a energias menores (da ordem de 1 a 10 kcal/mol). Existem, pelo menos, quatro tipos de forças que contribuem para a ligação de van der Waals (Companion, 1932). A primeira força, do tipo atrativa, leva ao que se chama energia de orientação e está presente em arranjos moleculares cujas partículas constituintes possuem um momento de dipolo elétrico permanente como, por exemplo, as moléculas de HCl, NH3, H2O, sendo a contribuição para a energia total de van der Waals relativamente pequena (Keeson). O segundo tipo de força atrativa é aquela entre um dipolo permanente e um dipolo induzido conhecida por energia de indução, também uma contribuição relativamente pequena (Debye).


O terceiro tipo de força atrativa, que leva à energia de dispersão, explica o comportamento dos gases nobres e, ao mesmo tempo, vem a ser a maior contribuição à atração de van der Waals (dipolo instantâneo que pode induzir um outro dipolo instantâneo que flutua em fase com o primeiro, à medida que os elétrons se movem ao redor do núcleo) (London). A quarta força, necessariamente grande e repulsiva, torna-se efetiva quando duas nuvens eletrônicas de cada átomo ou molécula, que estão interagindo, começam a se interpenetrar, sendo a mesma força que, nos cristais iônicos, contrabalança a atração eletrostática na distância interiônica de equilíbrio (Born). A Tabela 4 apresenta as ordens de grandeza relativas das contribuições de orientação, indução e dispersão de London à atração total de van der Waals. Verifica-se que as energias de orientação, como era de se esperar, aumentam à proporção que o momento de dipolo elétrico da molécula aumenta. Em todos os casos, as energias de dispersão de London predominam e para moléculas semelhantes (e somente para elas) aumentam com o número de elétrons (Companion, 1932). A ligação química em muitas substâncias cristalinas representa uma combinação de dois ou mais tipos mencionados acima, ou um tipo de ligação predominante em certas planos do cristal. Não se pode deixar de mencionar, também, a ligação de hidrogênio orientada em determinados cristais. A ligação fraca peculiar que mantém um átomo ávido por elétrons de uma segunda molécula, i.e., a ponte de hidrogênio, não se encaixa facilmente nas categorias de iônica, covalente, ou de van der Waals. Embora as pontes de hidrogênio caiam na mesma faixa de energia que as interações de van der Waals (menos que 10 kcal/mol) elas parecem se formar em direções preferenciais, contrastando com o caráter não-orientado das ligações de van der Waals. Para encontrar uma relação entre a hidrofobicidade e o tipo de ligação, Gaudin et al., (1957) classificaram os sólidos cristalinos de acordo com a sua ligação dominante. Eles propuseram que a ausência de flotabilidade natural de um sólido é decorrente da formação de fraturas ou superfícies de clivagem formadas com base no rompimento das ligações primárias interatômicas. Quando, em um sólido, as ligações residuais são dominantes, a quebra desta partícula gera uma superfície não-iônica, praticamente indiferente ao contato com água. Isto é, os átomos nos planos com ligações residuais dominantes (ex: cristais moleculares de parafina) não reagem com a água e são completamente apolares. Tabela 4 – Contribuições para a energia de atração de van der Waals no vácuo para vários pares de moléculas a 293K (Israelachvili,1991).


A estrutura cúbica da pirita assemelha-se à do NaCl, considerando-se que íon Cl- é substituído pelo grupo S-S. Neste caso, as ligações químicas são predominantemente covalentes. É atribuído a estas ligações, o caráter hidrofóbico da superfície da pirita em comparação com os minerais unidos por ligações não covalentes, tais como a halita (NaCl) e silvita (KCl) (Liu e Somasundaram, 1994). Além disso, um sólido unido por este tipo de ligação (dominante), mesmo após sua quebra, poderia ser menos polarizável que um sólido iônico. No entanto, como as ligações covalentes na pirita não são simétricas - como é caso de moléculas de hidrocarbonetos - a mesma poderia ser mais hidrofílica que, por exemplo, o carvão. As substâncias salinas interagem fortemente com a água, mediante as forças polares além das forças de dispersão, o que lhes confere um caráter hidrofílico. Segundo Gaudin et al. (1957) somente os compostos iônicos são definitivamente hidrofílicos. Por isto, existe um grupo de compostos onde não se vê uma relação direta entre o tipo de ligação e o caráter hidrofílico/hidrofóbico, o que pode ser estendido aos metais e sulfetos. Isto também poderia ser dito para a estrutura cristalina. Por exemplo, AgCI é hidrofóbico e forma um cristal parecido com a esfalerita que, por si mesma, é hidrofílica. Outro exemplo, NaCl é hidrofílico e AgCl é hidrofóbico, embora ambos apresentem a mesma estrutura cristalina. Pode-se depreender, com base no mencionado acima, que a polaridade e a capacidade de ionização, não a estrutura cristalina, são os parâmetros principais para a previsão da hidrofobicidade de sólidos. A polaridade, por exemplo, pode ser inerente ao sólido, como também, talvez, o resultado da reação das espécies presentes na superfície do sólido com a água e outros constituintes do ar. Dessa forma, reatividades diferentes são previstas para óxidos, sulfetos e metais. Discussões mais detalhadas sobre as características hidrofílicas/hidrofóbicas devido às modificações nas estruturas de minerais são apresentadas por Leja, (1982) e Forslind e Jacobsson, (1975). A reação química entre as moléculas de água e a superfície do sólido leva à formação dos grupamentos hidroxila (OH-) e óxido (O2-), dependendo da natureza da superfície. A adsorção química da água na superfície do sólido é função do tempo e, para alguns sistemas especialmente óxidos, a cinética é bem conhecida. Por conseguinte, a hidrofobicidade de sólidos, quando influenciada pela adsorção da água, é também função do tempo. A reação entre as superfícies dos sólidos e o oxigênio é uma razão de ausência de hidrofobicidade da mesma, pois o radical O2- pode reagir com as moléculas da água formando o grupamento monovalente OH-.

6.2. TERMODINÂMICA DE INTERFACES, DEFINIÇÕES E CONCEITOS.

Os potenciais termodinâmicos (que são funções de estado) mais frequentemente desenvolvidos para sistemas bulk (no interior de uma única fase) são deduzidos a partir da energia interna, U, (Smith e van Ness, 1995) e das variáveis seguintes:

Como a Equação [1] é uma equação de estado, é possível definir outras funções de estado para a fase bulk, combinando-se a variável de estado U com outras variáveis de estado. Usualmente essas funções incluem a entalpia H:


E a energia livre de Gibbs (entalpia livre):

Onde: T é a temperatura absoluta, P é a pressão, S é a entropia e V é o volume. Os parâmetros T e P são variáveis intensivas (independem das quantidades do sistema) enquanto S, V e U são variáveis extensivas que dependem da quantidade de material envolvida, isto é, do tamanho do sistema considerado. As funções termodinâmicas, que são normalmente desenvolvidas para sistemas bulk, omitem variáveis, as quais estão especificamente associadas aos campos gravitacionais, magnéticos, elétricos e às interfaces. Todo o sistema de mais de uma fase requer parâmetros adicionais para definição das condições da região de separação das mesmas. Os parâmetros de superfície e os efeitos associados às cargas elétricas e ao potencial químico das espécies não podem ser desprezados. Assim, quando o sistema exigir outras variáveis que definam seu estado, além das cordenadas P, V, T, S, as expressões anteriores modificam-se (Macedo e Luiz, 1975) e a forma diferencial de U será, conforme a seguir:

dU = TdS −PdV +ΣkidKi [9]

i

Onde ki e Ki constituem pares de coordenadas intensivas e extensivas. Por exemplo, se Ki for uma carga elétrica, ki será um potencial elétrico. Caso importante é aquele em Ki é o número de moles da espécie i e ki o potencial químico da espécie i. Neste caso, fazendo Ki = ni,

Onde i é chamado potencial químico da espécie química i. Então, com a substituição direta da Equação [10] na expressão [9], tem-se que:

Evidentemente, as propriedades das moléculas no interior de cada fase (fase bulk) são diferentes das propriedades das moléculas nas interfaces. Por exemplo, uma molécula no interior do líquido está rodeada de outras moléculas com as quais exerce forças


atrativas. O transporte de moléculas do interior do líquido até a fase gasosa (vaporização) necessita de energia para vencer as forças coesivas no interior do líquido. Dessa forma, parte destas ligações devem ser rompidas para levar uma molécula à superfície. Esta situação determina a existência de uma força atrativa direcionada ao interior da fase líquida e perpendicular à superfície. Esta força é chamada de tensão superficial. Conforme mencionado, é necessário fornecer energia ao sistema para aumentar a área interfacial. A tensão superficial ou interfacial é definida termodinamicamente como o trabalho reversível necessário para criar uma unidade de área da superfície entre duas fases. A tensão , é medida em unidades de força por comprimento (N x m-1, dinas x cm-1). Para um aumento infinitesimal na área interfacial, dAs, o trabalho W associado é igual a:

Onde o sobrescrito denota a interface. Para sistemas envolvendo interfaces, os dois parâmetros adicionais devem ser considerados ao formular as equações termodinâmicas e para definir o estado do sistema: a área superficial As, uma variável extensiva e a tensão superficial , uma variável intensiva. Por esta razão, na Equação [11] pode ser incluído o trabalho correspondente à variação da área interfacial da Equação [12]. Assim tem-se:

A combinação da Equação [13] com as funções de energia representadas nas Equações [4], [6] e [8] permite redefinir , de acordo com as expressões abaixoμ

Devido à faixa finita de ação das forças intermoleculares, uma interface poderia ser considerada como uma região de espessura finita por meio da qual a energia, densidade e outras propriedades termodinâmicas modificam-se gradualmente (Figura 6.1a) (Koopal, 1992). Assim, a composição do sistema físico real seria apresentada por um determinado perfil, conforme exemplificado na Figura 6.1b. No entanto, este perfil é simplificado no modelo, introduzindo um plano de superfície imaginário entre as duas fases bulk, sendo que, para reconhecer a presença da região interfacial, definiu-se uma quantidade denominada “excesso superficial”. Para a superfície divisória, também chamada de plano de Gibbs, assume-se que há uma descontinuidade na densidade, massa, energia, entropia, força e composição molecular.


Figura 1 – a) Representação esquemática da superfície de um líquido puro; b) variação

da densidade de adsorção na região interfacial; c) modelo de Gibbs da interface (Koopal, 1992).

Neste plano de Gibbs, definem-se dois volumes, Vα da fase α e V da fase , de modo que:

Vα e V estendem-se até o plano de Gibbs, assumindo que a região interfacial não tem volume, isto é, Vs = 0, numa região onde terminam as propriedades que caracterizam cada fase α e . As outras propriedades extensivas, no entanto, são apresentadas pela soma de seus respectivos valores em cada parte do sistema. As variáveis intensivas, T, P, i, são uniformes em cada uma das fases e na interface. Usando-se esses conceitos, qualquer variação da energia interna do sistema pode ser subdividida em uma variação da fase αμ A Equação [18] é obtida subtraindo as Equações [16] e [17] da Equação [13]. A

condição de equilíbrio interno dU=0 assegura que e.

Esta última relação implica em uma interface plana. A partir da integração da Equação [18], considerando-se as variáveis intensivas constantes, obtém-se a função característica para a energia de superfície:


Da mesma forma que para a fase bulk, outras funções de estado podem ser obtidas para a superfície. A entalpia de superfície é obtida substituindo o termo pV por As:

A energia de superfície de Helmholtz é definida pelo modo convencional:

A energia de superfície de Gibbs pode se definida como:

Pela Equação [β1], pode ser identificada comoμ

Para líquidos puros:

Mas sempre que houver outro componente presente no sistema, isto é, soluto em solução, dois gases na fase gasosa, etc., ≠ f s.

6.2.1. Termodinâmica de Adsorção

A equação de adsorção de Gibbs representa quantitativamente a variação da tensão superficial devido à adsorção de um ou de vários componentes, isto é, relaciona a tensão superficial entre duas fases à temperatura T do sistema, ao potencial eletroquímico das várias espécies em solução, 1, β, γ,... i, e à adsorção das várias espécies na interface Γ1, Γ2, Γ3, . Γi, a pressão constante (Fuerstenau, 1982a].

A Equação [25] é equivalente à equação de Gibbs-Duhem (Koopal, 1992). Por definição, considera-se a adsorção do solvente (componente 1) igual a zero (Fuerstenau, 1982a). Na equação a seguir, 1 Γi refere-se à adsorção relativa à espécie i na interface, de modo que Γ1=0. Dessa forma a Equação [25] pode ser modificada para:


também independente. Uma prática comum (que já foi aplicada na Equação 25) é fixar a posição do plano para Γ1 = 0. No entanto, quando outra escolha de localização para o plano de Gibbs for mais conveniente, isto poderá ser feito. A equação de adsorção de Gibbs pode ser aplicada para todos os tipos de interfaces.

6.2.2. Termodinâmica de Adsorção na Interface Ar-Líquido

A equação de Gibbs é importante para o processo de flotação pela sua aplicação no entendimento dos fenômenos que envolvem, por exemplo, surfatantes, coletores e espumantes em solução, pois a mesma expressa quantitativamente a variação da tensão superficial ou energia livre superficial devido à adsorção dos vários componentes na interface gás-líquido. Para um surfatante representado pela espécie i, o potencial químico, i, na solução é dado por (Leja, 1982):

onde:

Evidentemente, medidas experimentais de tensão superficial para diferentes concentrações de soluto permitirão calcular a adsorção deste soluto na interface arsolução. A densidade de adsorção pode ser determinada por meio da derivada em cada ponto da curva que representa a variação da tensão superficial com o logaritmo da atividade ou concentração.


A tensão superficial de uma solução é, geralmente, afetada pela concentração do soluto. Os eletrólitos (KCl, NaCl, MgSO4), em geral, provocam um aumento da tensão superficial da água com o aumento de sua concentração. A maioria dos surfatantes (álcoois, carboxilatos, aminas, sulfatos, sulfonatos, sais quaternários de amônio, etc.), ao contrário, acarretam uma diminuição da tensão superficial, de acordo com a Figura 2.

Figura 2 – Efeito do tipo e concentração do soluto na variação da tensão superficial.

6.3. HIDROFOBICIDADE E SUA RELAÇÃO COM A FLOTAÇÃO

A Figura 6.3 ilustra a linha de contato entre as três fases: sólido, líquido e vapor. A hidrofobicidade de um sólido pode ser avaliada diretamente pelo ângulo de contato θ entre as fases sólida, líquida e gasosa. Quando este ângulo, medido por convenção na fase líquida, é estabelecido, admite-se que o equilíbrio foi atingido entre as interfaces sólido-líquido, sólido-gás e gás-líquido, estando às mesmas mutuamente saturadas. Se o ângulo θ apresentar valores elevados, as bolhas espalham-se sobre a superfície e, portanto, o sólido que não foi molhado pelo líquido (meio aquoso) é considerado hidrofóbico.

Figura 3 – Representação esquemática do ângulo de contato entre as fases líquida,

sólida e gasosa em equilíbrio. A equação de Young estabelece a condição termodinâmica de equilíbrio entre as interfaces envolvidas, onde o ângulo de contato θ depende da tensão superficial ou energia livre superficial, , das três interfaces (Finch e Smith, 1979):


gravitacionais estão ausentes e as três fases em equilíbrio. A designação SG é para lembrar que a superfície do sólido, de energia livre superficial S deve estar em equilíbrio com a pressão de vapor (p) do líquido puro adsorvido nessa interface; por conseguinte, a partir da adsorção das moléculas do líquido forma-se um filme de pressão superficial Π (Ralston e Newcombe, 1992; Adamson, 1990; Drzymala, 1994). Levando-se em consideração a presença das moléculas do líquido (água) na superfície do sólido, a equação de Young assume a seguinte forma:

A água pode adsorver-se química ou fisicamente na superfície do sólido. Se a adsorção é física, as moléculas de água são ligadas à superfície por meio de forças dispersivas (London - van der Waals) e permanecem como moléculas. A adsorção física das moléculas de água reduz a tensão superficial do sólido e a variação da energia livre superficial é dada pela equação de Bangham-Rozouk (Adamson, 1990):

Quando a pressão de vapor atinge a pressão de saturação Po , a pressão do filme de água formado na superfície do sólido é dada por:

Resultados de experimentos de adsorção do vapor de água ilevados nas Equações [34] e [35] fornecem os valores de pressão superficial do filme de água, Πe, adsorvido fisicamente na superfície dos sólidos (Adamson, 1990). Para líquidos que não formam ângulos de contato com o sólidos, foi demonstrado por Harkins (Adamson, 1990) que:

Onde o subscrito L representa o líquido e SL à interface sólido-líquido.


Quando a adsorção da água é química, tanto a composição da superfície como a energia livre superficial do sólido S variam. No entanto, as Equações [33]-[35] ainda são válidas, pois a adsorção física da água ocorre na superfície do sólido modificada inicialmente pela adsorção química (Drzymala, 1994). A variação da energia livre de adesão entre partículas hidrofóbicas e bolhas de ar é obtida pela equação de Dupré (Fuerstenau e Chander, 1986):

A equação de Dupré expressa o decréscimo máximo possível da energia livre do sistema, que resulta no contato partícula-bolha, sem levar em consideração, no entanto, o trabalho requerido para deformar a bolha antes da ligação com o sólido bem como a geometria do sistema. Combinando a equação de Young com a forma apropriada da equação de Dupré [37], obtém-se a equação de Young-Dupré, a qual fornece o critério termodinâmico para a flotação:

Que significa que a ligação partícula-bolha e a subsequente flotação é possível se a variação da energia livre da ligação é negativa, isto é, quanto mais negativo o valor de ΔG maior é a probabilidade da flotação da partícula. Dessa forma ΔG é negativo quando o ângulo de contato está entre 0 e 180o, isto é, quando a superfície é hidrofóbica. A melhor prova do critério termodinâmico de flotabilidade, segundo Laskowski (1986), foi apresentada por Yarar e Kaoma (1984), quando demonstraram que a flotabilidade das partículas de enxofre, teflon e molibdenita, em soluções de metanol, somente era possível para θ > 0. Além da condição termodinâmica, as equações de Young [32] e de Young-Dupré [38] introduzem o conceito que a flotabilidade de um sólido é controlada pela energia superficial. Dessa forma, o processo de flotação pode ser visto como a arte e a ciência de converter os sólidos de energia superficial alta em sólidos hidrofóbicos (isto é, de baixa energia). Assim, as moléculas do surfatante interagem com o sólido, além das interações com as outras interfaces disponíveis, causando uma diminuição da energia superficial do sólido, S, sendo que esses valores devem ser bem menores que os obtidos na interface líquido-gás, LG . É provável que, em alguns casos, a flotação das partículas não ocorra, mesmo quando os critérios termodinâmicos são favoráveis. Este fato está ligado a outros critérios que, por sua vez, correlacionam-se à cinética e à hidrodinâmica do sistema de flotação, que também devem ser satisfeitos [Laskowski, 1986]: (i) as partículas devem colidir com as bolhas; (ii) filme de separação na interface partícula-bolha (camada de hidratação residual que decresce com a hidrofobicidade da partícula) deve ser o mais fino possível e romper durante o tempo de colisão;


(iii) agregado partícula-bolha deve ser resistente o suficiente para permanecer intacto na célula de flotação, até a retirada da espuma. Esses critérios podem ser expressos em termos de um produto de três probabilidades [Hornsby e Leja, 1983], conforme apresentado na Equação [39]: P = Pa Pc Ps [39] Onde: P = probabilidade da flotação; Pa = probabilidade de adesão entre partículas hidrofóbicas e bolhas de ar; Pc = probabilidade de colisão partícula-bolha; Ps = probabilidade de formação de um agregado partícula-bolha estável. A probabilidade de adesão, Pa, está diretamente relacionada ao ambiente químico predominante em um dado sistema de flotação. Isto é, poderá ser influenciada pela mineralogia, reagentes e condições da polpa, sendo controlada predominantemente pelas forças superficiais. O ângulo de contato poderia caracterizar diretamente os critérios para a flotação de uma partícula, se não houvesse resistência à adesão partícula-bolha por fatores da cinética ou se estes fatores dependessem dos mesmos parâmetros do ângulo de contato (Araujo e Peres, 1995). A probabilidade de colisão, Pc, é especialmente influenciada pelo tamanho da partícula, da bolha e, em geral, pelas condições hidrodinâmicas, sendo independente da hidrofobicidade da partícula. Já a probabilidade Ps apresenta uma relação direta entre a força de adesão do agregado partícula-bolha e o ângulo de contato. Quanto maior o valor do ângulo maior é esta força e, neste caso, maior é o valor de Ps na Equação [39].

6.3.1. Cálculo do Ângulo de Contato

O ângulo de contato, que dá uma medida da hidrofobicidade da partícula, pode ser calculado com auxílio da equação de Young. No entanto, a lista de valores de tensões superficiais na interface sólido-líquido disponíveis na literatura é extremamente pequena. Somente para o gelo e o mercúrio líquido existem dados suficientes para o cálculo de seus ângulos de contato, usando as Equações [32] e [33]. De acordo com os valores de SL, S, e fazendo Πe = 0, o gelo é hidrofílico porque apresenta um ângulo de contato calculado igual a zero. Tais valores podem ser confirmados com o uso da Equação [36], que também é adequada para o sistema gelo-água-ar . A energia livre superficial, S, pode ser dividida em partes devido às contribuições das forças de dispersão (d), polares (p), metálicas (m), ponte de hidrogênio (h) e outras forças (o) (Fowkes, 1964):

Quando a equação de Fowkes é combinada com a equação de Young [33], admitindo-se que LG = L, obtém-se a equação de Girifalco-Good-Fowkes-Young (Adamson, 1990):


Onde :

é a magnitude da interação entre duas fases em contato, obtida por meio da média geométrica dos componentes das forças dispersivas (d) para as duas fases individuais, sólido (S) e líquido (L); N corresponde às interações remanescentes causadas pelas forças não dispersivas. Os valores de d estão disponíveis somente para um número limitado de substâncias, suscitando a necessidade de estimar novos métodos para avaliar a contribuição das forças dispersivas para a energia superficial. Foi demonstrado por Fowkes (1964) que a constante de Hamaker, um parâmetro característico para cada material, resultante da teoria macroscópica de Lifshitz, pode ser utilizada para este fim. A relação geral entre d e a constante de Hamaker de um sólido é (Ralston e Newcombe, 1992):

Onde:

d é à distância de separação do contato interfacial; A11 é a constante de Hamaker para o sólido, ou mais precisamente para dois pedaços de um mesmo material interagindo no vácuo. Uma análise do arranjo de átomos próximos à superfície do sólido levou Israelachvili (1991) a concluir que, para sólidos e líquidos, o parâmetro d é aproximadamente constante e igual a 0,165 nm. Por conseguinte:

Dessa forma, os valores dos ângulos de contato dos sólidos podem ser calculados pela Equação [41], isto é, com base na constante de Hamaker inserida na Equação [43], em que o N e Πe assumem valor igual à zero. Os ângulos de contato de um grupo de sólidos, calculados com auxílio da constante de Hamaker, estão de acordo com os obtidos experimentalmente pelo método da gota (Tabela 5) (Drzymala, 1994). Esse grupo é constituído por sólidos de baixa energia (teflon e parafina), materiais contendo planos apolares (grafita e molibdenita) e metais nobres (prata e mercúrio). Para outros materiais, tais como ouro, óxidos e sulfetos, os ângulos de contato calculados são maiores do que os determinados experimentalmente.


Isto é devido à presença de sítios iônicos e polares na superfície do sólido, confirmando a afirmação de Laskowski (1986): "todos os sólidos deveriam ser hidrofóbicos se não apresentassem grupos polares ou iônicos". Tabela 5 – Comparação entre os valores de ângulo de contato medidos experimentalmente e os calculados por meio da constante de Hamaker Equação [43] e da Equação [41] (Drzimala, 1994).

Conforme pode ser observado na Figura 4, a pirita apresenta hidrofobicidade decrescente na faixa de pH entre 2 e 12 (Monte et al., 1997). O comportamento da mesma difere dos sólidos considerados naturalmente hidrofóbicos, como parafina, molibdenita e grafita (Arbiter et al., 1975), dada à influência pronunciada do aumento do valor de pH na diminuição do seu ângulo de contato. A diminuição da hidrofobicidade, com o aumento do valor de pH, pode ser atribuída à adsorção específica dos íons OH-. Por outro lado, os maiores ângulos de contato encontrados na faixa de pH entre 2 e 6 podem ser devidos à formação de uma camada de enxofre elementar na nova superfície devido a uma menor concentração do íon metálico na superfície do mineral por solubilização preferencial (Chander e Kumar, 1994). A predominância dessa espécie seria responsável pelas propriedades hidrofóbicas da pirita, na ausência de coletor. Com base no valor da constante de Hamaker da pirita, A11 = 12x10-20 J, determinado por Lins (1995), pode-se prever o valor do ângulo de contato da pirita, θpirita/água/ar - 91, utilizando-se as Equações [43] e [41], e admitindo-se N = 0 e Πe = 0 , isto é, a pirita interagindo com a água apenas por forças dispersivas. A molibdenita é conhecida por sua grande hidrofobicidade exibindo um valor da constante de Hamaker, A11 = 9x10-20 J, próximo do valor encontrado para a pirita.

Figura 4 – Ângulo de contato da superfície da pirita em função do valor de pH, após 10

min de imersão em água, (Monte et al., 1998).


Uma comparação entre o valor de θ calculado para o sistema pirita/água/ar e a flotabilidade da pirita (entre 92 e 82%), na ausência de coletor e de oxigênio, obtidos por Fuerstenau e Sabacki (1981), sugere que a hidrofobicidade da superfície depende dos valores originais de 11 A e s

d, e o caráter hidrofílico da superfície de sua reatividade em relação às moléculas de água e o oxigênio. Portanto, o valor da constante de Hamaker poderia ser um indicativo da hidrofobicidade se a reatividade com a água e o oxigênio não tornasse as superfícies progressivamente mais hidrofílicas.

6.4. SURFATANTES EM SOLUÇÃO Uma variedade de reagentes orgânicos e inorgânicos são utilizados na flotação com o objetivo de interagir com a superfície mineral, podendo se adsorver nas interfaces sólido-líquido (atuando como coletores) e/ou ar-líquido (como espumantes), influenciando as propriedades de superfície, tais como, ângulo de contato e tensão superficial. A adsorção de surfatantes na interface sólido/líquido também afeta as propriedades elétricas nas interfaces e, por conseguinte, as interações entre as partículas (Bremmell et al., 1999). Surfatante é um termo genérico para um grupo de substâncias, cujas moléculas contêm um grupo hidrofílico (polar) em uma extremidade e um lipofílico (apolar) na outra, ligados entre si. Milhares de variações nesse arranjo são possíveis, dependendo do tipo, número, tamanho e combinações dos grupos polares e apolares, incluindo grupos de conexão. Os surfatantes podem ser classificados de acordo com a sua natureza iônica, como aniônicos, catiônicos, não-iônicos e anfóteros. Os surfatantes de interesse ao processo de flotação podem ser convenientemente agrupados em: grupo A, monopolar e grupo B, multipolar (quando mais de um grupo polar é ligado ao composto, separando átomos de carbono de uma mesma cadeia hidrocarbônica). Cada grupo pode ainda ser subdividido em três classes: I - tio-compostos; II - compostos não-tio, ionizáveis e III - compostos não-iônicos (Leja, 1982). Estas divisões são apenas para facilitar as discussões sobre suas características em solução e suas propriedades de adsorção nas interfaces. Tio-Compostos

Os coletores empregados na flotação de sulfetos pertencem à família dos tiocompostos ou compostos sulfidrílicos. Os grupos polares dos tio-compostos contêm pelo menos um átomo de enxofre ligado ao carbono ou ao átomo de fósforo, mas não ligado ao oxigênio. São usualmente derivados de um “composto de origem oxigenado”, pela substituição de um ou mais átomos de oxigênio por enxofre. A grande maioria dos tio-coletores são derivados do ácido carbônico, ácido carbâmico, ácido fosfórico, uréia e álcoois (Quadro 1). Partindo-se de compostos de origem da química inorgânica a transição para tio-composto requer a substituição de um ou mais hidrogênios por radicais de hidrocarboneto. Os tio-compostos são normalmente comercializados sob a forma de sais de sódio ou potássio. As principais propriedades dos tio-compostos são: (i) baixa ou nenhuma atividade na interface líquido/ar (caracterizando ação exclusivamente coletora); (ii) reatividade química alta em relação a ácidos, agentes oxidantes e de alguns íons metálicos; (iii) diminuição da solubilidade com o aumento da cadeia hidrocarbônica.


A principal família de tio-compostos empregados como coletores de flotação é a dos xantatos, derivados do composto inorgânico ácido carbônico, H2CO3. Os xantatos, em geral, apresentam cadeia hidrocarbônica curta (etil a hexil) o que lhes confere uma característica importante de alta solubilidade. O etil xantato, por exemplo, tem uma solubilidade de 8 mol.L-1. Já o hexil xantato tem uma solubilidade de 0,1 mol.L-1, a temperatura ambiente (Fuerstenau, 1982a). A estabilidade dos xantatos é dependente do valor de pH, sendo decompostos facilmente em meio ácido. O íon xantato é hidrolizado formando a espécie molecular que, em seguida, decompõe-se em dissulfeto de carbono e álcool de acordo com as reações:

O caráter hidrofílico-hidrofóbico dos tio-compostos pode ser modificado significativamente quando íons metálicos reagem com a parte polar da molécula dessa classe de compostos. Por exemplo, a maioria dos xantatos metálicos insolúveis (e ditiofosfatos) são hidrofóbicos, embora apresentem valores altos de momento de dipolo e cadeias hidrocarbônicas curtas em sua estrutura. Compostos Ionizáveis, Não-Tio

Os principais representantes dessa classe de surfatantes são os alquil carboxilatos, alquil sulfonatos e sulfatos, aminas primárias e os sulfossuccinamatos e sulfossuccinatos Quadro 2. Esses surfatantes, quando empregados na flotação de oximinerais, apresentam, em geral, de seis a dezoito átomos de carbono em sua cadeia


hidrocarbônica. A solubilidade do surfatante diminui com o comprimento da cadeia hidrocarbônica. Esse fenômeno é mais pronunciado em aminas primárias contendo acima de doze átomos de carbono na cadeia. Uma característica importante dessa classe de surfatantes, de cadeia hidrocarbônica longa, é a formação de agregados denominados micelas, quando a concentração da espécie em solução atinge um determinado valor crítico. A distribuição das espécies em solução dessa classe de surfatante é muito influenciada pelo valor de pH, dando origem às reações de hidrólise ou dissociação. Dessa forma, as características de solubilidade desses compostos são decorrentes, também, da predominância da espécie iônica em relação à espécie molecular. Além disso, a diminuição da tensão superficial é mais pronunciada com o aumento da concentração da espécie molecular em solução. A espécie RCOO-, com carga negativa, tenderia a adsorver-se preferencialmente nos minerais de carga positiva e a espécie RNH3+ nos minerais de carga negativa. No caso dos ácidos carboxilícos, é possível que ocorra adsorção independentemente da carga elétrica envolvida. Isto é, a adsorção seria provocada por uma típica reação química (este fenômeno será discutido nas próximas seções deste capítulo). Os ácidos carboxílicos, em solução aquosa, dissociam-se, segundo a reação:

Os valores de pKa dos ácidos carboxílicos, empregados no processo de flotação, estão na faixa de 4,7 ± 0,5; do ácido sulfônico em aproximadamente 1,5; do ácido hidroxâmico em cerca de 9,0; e do alquil fosfato em 7,01 ± 2,5. Os carboxilatos estão completamente ionizados em água para valores de pH acima de 10, enquanto que os sulfonatos apresentam-se completamente dissociados em solução aquosa, para uma extensa faixa de pH (entre 3 e 13) (Mishra, 1987). A combinação dos valores de pKa de um surfatante catiônico e de solubilidade das espécies não-iônicas é muito importante, pois juntos determinam quantitativamente as várias espécies presentes em solução, para um determinado valor de pH. O surfatante catiônico ioniza-se em solução aquosa, por protonação. Para o caso particular da n-dodecilamina, as condições de equilíbrio para as espécies predominantes em solução, a 25o C, são dadas por:


Com base nos dados de equilíbrio, diagramas do logaritmo da concentração (atividade) das espécies individuais em função do pH para uma concentração total da mina, Ct, podem ser construídos (Fuerstenau, 1982a):

Compostos não Iônicos

Os álcoois e os éteres são os principais representantes da classe de compostos não iônicos empregados no processo de flotação. Esses compostos adsorvem preferencialmente na interface ar-líquido, proporcionando a estabilidade necessária às bolhas de ar e, ao mesmo tempo, assegurando que estas se rompam deixando desprender as partículas a elas atracadas. É importante salientar a influência que os mesmos exercem na cinética de ligação partícula-bolha. A habilidade desses compostos em demonstrar propriedades espumantes pode estar associada aos grupos funcionais, tais como, hidroxila (-OH), carboxila (COOH), íon carboxilato (-COOR) e carbonila (-CO). As aminas, os sais quaternários de amônio, sulfatos, sulfonatos e os ácidos graxos (geralmente são incluídos em sua composição ácidos oléico, linoléico e linolênico) apresentam uma dupla função (coletor e espumante), pois formam espumas estáveis e muitas vezes persistentes, se usados em concentrações muito altas. O Quadro 3 apresenta as fórmulas químicas associadas aos surfatantes usados comercialmente, como espumantes.


Agentes Modificadores Orgânicos

Além dos surfatantes que atuam como coletores e/ou espumantes, existe uma variedade de agentes moduladores ou reguladores que são empregados para ativar ou deprimir a ação do coletor na superfície do mineral, proporcionando uma separação mais seletiva. Um grande número de reagentes inorgânicos (CaO, NaOH, ácido sulfúrico, entre outros) servem como agentes reguladores, controlando o valor do pH e outros que modificam seletivamente a superfície do mineral (NaSH, Na2S, CuSO4, CaCN, entre outros), favorecendo a ação do coletor. Os depressores orgânicos são, geralmente, produtos naturais ou modificados de alto peso molecular (acima de 10.000) contendo um grande número de grupos polares hidratados, os quais são a base para sua ação depressora. Os compostos não iônicos orgânicos são divididos em três grupos: poliglicol éter, polissacarídeos e polifenóis. Com relação ao óxido de polietileno, a combinação dos mecanismos ponte de hidrogênio e associações hidrofóbicas pode ser responsável pela adsorção dos mesmos na superfície de minerais hidrofílicos e hidrofóbicos. O grupo funcional éter é responsável pela solubilidade do composto e presumivelmente operam como aceptores de ligação de hidrogênio para as moléculas de água. No entanto, esse grupo pode


também atuar como ligante para os adsorventes hidrofílicos em meio aquoso (composto aglutinante). Além disso, as ligações CH2-CH2 do composto são suficientemente hidrofóbicas para interagir com substratos hidrofóbicos. Rúbio e Kitchener (1976), ao estudarem o mecanismo de adsorção do óxido polietileno na sílica, concluíram que os grupos silanol SiOH− são provavelmente os sítios de adsorção principais para formação de pontes de hidrogênio com os grupos funcionais (éter) do óxido polietileno, embora a adsorção seja mais favorecida quando as regiões entre os sítios são hidrofóbicas (siloxanos ou metilados). Por outro lado, superfícies ionizadas desfavorecem a adsorção desse composto. Agregação de Surfatante em Solução Aquosa

A concentração micelar crítica (CMC) é aquela na qual os surfatantes formam micelas, isto é, as moléculas orientam-se, agregam-se e formam estruturas em solução. Este fenômeno é inteiramente diferente do que ocorre em um estado de mistura aleatório. Normalmente, quanto maior o comprimento da cadeia hidrocarbônica menor será o valor da CMC. Por outro lado, os grupos polares, ligações duplas e ramificações, presentes em sua estrutura, tendem a aumentar o valor da CMC. O tipo de íon associado ao surfatante catiônico, por exemplo, tem efeitos insignificantes. Já as adições de alguns eletrólitos e álcoois de cadeia longa reduzem consideravelmente a CMC dos surfatantes aniônicos e catiônicos. Um modelo de micela é apresentado na Figura 5. A parte hidrofóbica do agregado forma o núcleo da micela, enquanto a parte polar encontra-se em contato com a fase aquosa. As micelas são capazes de incorporar, isto é, solubilizar compostos de mesma natureza. As moléculas lipofílicas são incorporadas às micelas formadas em sistemas aquosos, enquanto que as moléculas polares, especialmente a água, são solubilizadas por micelas formadas em soluções orgânicas.

Figura 5 – Representação esquemática de estruturas micelares esférica e laminar

(Shinoda, 1978). Na Figura 6.6 apresenta-se a variação da tensão superficial em função da concentração dos surfatantes cloreto de dodecilamônio, DDAHCL e brometo de cetil-trimetil amônio, CTAB, (Monte et al., 1994). As curvas a e b da Figura 6 representam fenômenos semelhantes de variação da tensão superficial em faixas de concentração diferentes para os dois sistemas envolvidos. Inicialmente, a tensão superficial diminui quase linearmente com o logaritmo da concentração do surfatante. No entanto, a partir de uma determinada concentração, tem-se uma região cuja tensão superficial permanece praticamente constante, isto é, o aumento da concentração não acarreta variação sensível da tensão superficial da solução.


Figura 6 – Variação da tensão superficial em função da concentração de CTAB (curva

a) e DDAHCL (curva b) (Monte et al.,1994). O excesso superficial (Γ) ou densidade de adsorção na interface ar-líquido pode ser calculado pela equação de adsorção de Gibbs (Equação 30). Considerando-se que:

Γ é praticamente constante abaixo da CMC, ii) aproximadamente nula acima deste valor; a atividade é proporcional à concentração do soluto, para soluções diluídas. Desse modo a Equação [25] pode ser modificada:

Sendo a área (A) ocupada por molécula do surfatante dada por:

Onde:

A Tabela 6 apresenta os parâmetros mencionados acima, que permitem comparar as propriedades superficiais de soluções aquosas de surfatantes. Shinoda (1978) demonstrou que, acima da CMC, a atividade do surfatante permanece praticamente


constante, quando se aumenta a sua concentração, sendo o excesso convertido em micelas.

De fato, o que ocorre é uma mudança de caráter da solução que passa de uma solução regular concentrada para uma solução micelar. As descontinuidades apresentadas em ambas as curvas correspondem à CMC desses surfatantes. A importante distinção entre a formação de micela e a separação de fase verdadeira é que as micelas constituídas na fase líquida alcançam o equilíbrio ao atingir um certo número de associação. Portanto, não se agregam indefinidamente. O tamanho de uma micela é significativamente menor que o comprimento de onda da luz visível (geralmente, as micelas possuem um raio médio de 12 a 30 A) e, portanto, a solução apresenta-se transparente como em um sistema monofásico, embora suas propriedades termodinâmicas assemelhem-se àquelas de um sistema binário (Shinoda, 1978). A entalpia molar parcial, a entropia e a energia livre permanecem praticamente constantes, acima da CMC. Desse modo, o fenômeno pode ser tratado aplicando os conceitos da teoria de soluções regulares. Tabela 6 – Dados comparativos das propriedades superficiais dos surfatantes CTAB e DDAHCL (Monte et al., 1994).

Os surfatantes que formam micelas em solução apresentam ainda uma propriedade peculiar. Acima de uma determinada temperatura, denominada de ponto Krafft, sua solubilidade aumenta bruscamente. Explica-se este comportamento pela menor solubilidade das moléculas dos surfatantes não associadas, comparada com a solubilidade elevada das micelas. Abaixo da temperatura de Krafft, a solubilidade dessas substâncias é insuficiente para dar início à formação de micelas. À medida que a temperatura aumenta, a solubilidade cresce lentamente até atingir-se, na temperatura de Krafft, a CMC (Figura 6.7). Uma grande porção das moléculas de surfatantes pode, então, ser dispersa sob a forma de micelas, observando-se em consequência, um grande aumento da solubilidade. É interessante salientar que a temperatura de Krafft de muitos surfatantes de cadeia longa, empregados no processo de flotação, está muito próxima da temperatura ambiente, embora as concentrações usadas sejam menores do que os valores das suas respectivas concentrações micelares críticas.


Figura 7 – Relação entre a curva de solubilidade, curva da CMC e ponto Krafft para um

surfatante catiônico (Smith, 1988). Interação Sinérgica entre Surfatantes

A interação de surfatantes na interface líquido-gás foi estudada por Rosen et al. (1982a, 1982b, 1983), que desenvolveram um modelo baseado na teoria de formação de micelas desenvolvido por Rubingh (1979). O modelo utiliza os princípios termodinâmicos que formam a base da teoria de soluções regulares. A teoria de Rosen e Hua (1982a) sobre sinergismo em misturas binárias de surfatantes utiliza os conceitos da teoria de solução regular que permite o cálculo do parâmetro de interação molecular e da fração molar de cada componente na interface ar-líquido, bem como define as condições de sinergismo tendo como referência a tensão superficial dessas soluções. O modelo de Rosen utiliza duas equações principais para quantificar a interação entre dois surfatantes e seu efeito sinérgico na interface líquido-gás:

Nas expressões acima, é o parâmetro que mede a interação molecular entre os surfatantes 1 e 2 na interface líquido-gás. C1 e C2 são as concentrações molares dos surfatantes 1 e 2 na solução binária, Co1 e Co

2 são as concentrações molares dos

surfatantes 1 e 2 das soluções puras, para uma mesma pressão superficial π da solução binária e x1,s a fração molar do componente 1 na interface ar - solução binária.


As medidas experimentais de tensão superficial em função da concentração total dos surfatantes puros e suas misturas fornecem os parâmetros C1, C2, Co1 e Co

2 para uma mesma pressão superficial, que é a diferença entre a tensão superficial da água pura e aquelas obtidas para as soluções puras e binárias ( π = o Ψ. Nessa parte do estudo, o modelo de Rosen é utilizado para definir as condições de sinergismo em misturas binárias de surfatantes na interface ar-líquido tendo como referência a tensão superficial da solução (Rosen e Hua, 1982a). Dessa forma, o sinergismo está presente em uma mistura binária quando a concentração total da mistura binária C12 for menor que a concentração individual de cada componente, Co1 e Co

2 , necessária para se atingir uma mesma redução da tensão superficial. Logo:

Onde α é a fração molar do surfatante 1 na solução binária. As condições de sinergismo em misturas binárias de surfatantes são (Rosen e Hua, 1982a):

A Equação [54] pode ser solucionada iterativamente por X1,s quando C1, C2, Co

1 e Co2

são conhecidos. Esses termos podem ser usados para calcular (Equação 5γΨ. O subscrito 1 refere-se ao íon do surfatante 1 na interface ar-solução binária. O programa Sinergia foi desenvolvido por Valdiviezo et al. (1997Ψ para obter X1,s e das equações mencionadas acima. A mistura de tetradecilamina (TDA) e tetra-oxi-polipropileno glicol (DF-250) na proporção α = 0,70 apresenta uma interação molecular muito forte como indicado pelo valor calculado para o parâmetro (Tabela 4Ψ. Observe que a interação sinérgica entre esses surfatantes é atrativa, pois as três condições mencionadas acima são simultaneamente satisfeitas.


Quanto maior o valor negativo de , mais forte é a interação e a co-adsorção das espécies iônicas não-iônicas dos dois surfatantes investigados. Este efeito pode ser atribuído à interação atrativa das moléculas adsorvidas nessa interface, devido às forças de van der Waals entre os grupos hidrofóbicos desses surfatantes, representando, neste caso, a principal contribuição. A resposta à flotação do quartzo e da hematita em função da mistura dos surfatantes, TDA e de estearil-éter-polioxietleno, Brij 76, é apresentada na Figura 8. Os resultados mostram que a flotabilidade da hematita diminui significativamente quando a fração molar do Brij 76 aumenta, favorecendo a separação do quartzo em relação à hematita, para uma fração molar na faixa entre 0,γ < α < 0,8.

6.5. A DUPLA CAMADA ELÉTRICA A maior parte das partículas adquire uma carga elétrica na superfície quando postas em contato com um meio aquoso. Os mecanismos mais importantes seriam: (i) ionização da superfície; (ii) dissolução de íons; (iii) adsorção de íons provenientes da solução (iv) defeitos na rede cristalina dos minerais. Além disso, existe um grande número de partículas cujos grupamentos da superfície ionizam-se e a carga elétrica total das mesmas depende, em grau acentuado, do valor de pH da solução, como indicado pela equação apresentada a seguir.

Observa-se pelas Equações [59] e [60] que há pouca distinção entre o primeiro e terceiro mecanismos já citados, pois a superfície da partícula pode interagir com os íons


H+ e OH-. Isto é verdadeiro para os óxidos e a maioria dos polímeros (Hunter, 1981). Para que ocorra a migração do surfatante e de outras espécies presentes na solução para a superfície da partícula é necessária a existência de algum tipo de atração da mesma pela superfície em questão. Pode-se ter ações elétricas ou eletrostáticas e, ainda, de forças moleculares de van der Waals, de hidratação ou ligação química (Bruyn e Agar, 1962). De forma geral, os íons presentes na solução podem ser atraídos para as vizinhanças das partículas apenas por forças eletrostáticas. Quando o íon apresenta uma afinidade especial pela superfície, com exceção da contribuição de natureza eletrostática, considera-se que a adsorção é do tipo específica (Fuerstenau, 1982b). Os fenômenos que ocorrem na interface sólido-líquido podem ser avaliados por meio dos efeitos eletrocinéticos das partículas em suspensão. A Camada Difusa de Gouy – Chapman No começo do século XX Gouy e Chapman propuseram a idéia da camada difusa para interpretar o comportamento da interface entre um eletrodo (semelhante a um capacitor) e os íons de uma solução de eletrólito, ao invés do modelo de camada de cargas elétricas fixas, desenvolvido anteriormente por Helmholtz (Bockris e Reddy, 1973). No modelo da dupla camada difusa, os íons na solução são atraídos eletrostaticamente para a superfície do sólido, sendo essa atração contrabalançada pelo movimento dos contra-íons, necessários à equalização da concentração de cargas ao longo da interface (van Hal et al., 1996). Dessa forma, a distribuição dos íons tipo i no campo elétrico da superfície pode ser descrita pela equação de distribuição de Boltzmann, para todos os tipos de íons. Assumindo que os íons são cargas pontuais, que interagem por meio de forças eletrostáticas, a equação de distribuição pode ser expressa da seguinte forma:

Onde: ni(x) é o número de íons i por unidade de volume a uma distância x da superfície; z é o número de carga dos íons (incluindo o sinal da carga); F constante de Faraday; ψ(xΨ o potencial na DCE. O ponto de referência para o potencial é o seio da solução onde ψ (∞) e ni(∞) a concentração de cada espécie iônica no seio da solução. A Equação [61] está em concordância com os seguintes princípios: (i) os contra-íons são atraídos para a superfície; (ii) os co-ions são repelidos. A densidade de carga a uma distância x da superfície ρ(x) do sólido é obtida por:


Onde e é a carga do eletron. A relação adicional entre ψ(x) e ρ(x) é fornecida pela equação de Poisson (para um sistema cujo potencial varia em uma só direção):

Onde: εo é a permissividade no vácuo; εr é a constante dielétrica relativa a uma distância x da superfície. Neste modelo supõe-se que a superfície é sólida, plana e impenetrável, com uma densidade de carga de superfície σs e o potencial de superfície s = (x = 0Ψ, sendo εr independente da força do campo elétrico. De acordo com a teoria de Gouy-Chapman (GC), para um eletrólito simétrico indiferente, a densidade de carga da camada difusa, σd, é:

A teoria de Gouy-Chapman permite calcular os componentes iônicos da carga de uma camada difusa, isto é, a densidade de adsorção dos cátions e dos ânions na DCE, para compensar a carga da superfície (Koopal, 1992):

A diferenciação de σs com relação à ψs fornece a relação para a capacitância da camada difusa:

κ é o parâmetro introduzido por Debye Hückel, tendo a dimensão de comprimento e κ-1 é denominado termo recíproco de Debye-Hückel, ou ainda a espessura da DCE. Para soluções aquosas de eletrólitos simétricos, a temperatura ambiente, a Equação [69] torna-se:

Onde c é a concentração do eletrólito em mol x dm-3. Para a relação entre o potencial e a distância x da superfície do sólido, a teoria de Gouy-Chapman resulta em [Koopal, 1992]:


Para baixos valores de potenciais de superfície, isto é, a aproximação tanhx=x pode ser usada e a Equação [70] reduz-se a:

(xΨ = s exp (κxΨ [71]

A Equação [71] demonstra que a x = κ-1, ilustrando porque κ-1 é chamado de espessura da dupla camada elétrica. Note que para valores muito pequenos de s , a Equação [64] é simplificada: σs = εoεrκ s [72] A Equação [72] demonstra, mais uma vez, que o parâmetro κ-1, introduzido por Debye-Hückel, representa a espessura da DCE. Neste caso a carga da superfície é proporcional ao potencial de superfície e a DCE é semelhante a um condensador de placas paralelas, separadas por uma distância κ-1. Em água, a 25o C, κ-1 = 3,037x10-10 I (κ-1 em metro), onde I representa a força iônica e mi a molaridade [Shaw, 1994]:

A presença de κ nas relações para ψs resulta no efeito da força iônica sobre a variação do potencial em relação à distância. Quando a concentração do eletrólito aumenta consideravelmente, a camada difusa é forçada a contrair-se (Figura 9).


A Dupla Camada de Stern-Gouy-Chapman Uma das mais importantes contribuições da teoria de Stern, além da combinação dos dois modelos mencionados, foi considerar os efeitos da adsorção específica, isto é, os íons poderiam ser adsorvidos na superfície por forças de caráter não eletrostático. Segundo o modelo de Stern, nas vizinhanças da superfície uma primeira camada estacionária seria formada por íons adsorvidos à superfície por adsorção específica ou forças eletrostáticas. O restante dos íons, de carga oposta àquela da superfície e necessários à neutralização, estariam espalhados por efeito da agitação térmica, decrescendo exponencialmente sua concentração, de acordo com a teoria de Gouy- Chapman. A Figura 10 apresenta uma representação esquemática da distribuição do potencial eletrostático de acordo com o modelo SGC. A carga da superfície é compensada pela soma das cargas no plano de Stern, σ1, e na camada difusa, σd,: σs = −(σ1 +σdΨ Isto significa que no modelo de Stern-Gouy-Chapman (SGC), ψs pode ser substituído por ψd e σs por -σd nas Equações [64] – [72]. Frequentemente, ψd é consideravelmente menor que ψs, especialmente no caso de adsorção específica. O modelo SGC é sem dúvida o mais utilizado para descrever a estrutura da dupla camada elétrica em sistemas coloidais e considera a influência dos eletrólitos na carga superficial da partícula. A contribuição de Grahame (Bockris e Reddy, 1970) ao modelo de Stern consistiu em, ao considerar os efeitos da adsorção específica, subdividir a camada estacionária de Stern em duas partes, caracterizadas por dois planos (Figura 10). O Plano Interno de Helmholtz (PIH), lugar geométrico do centro dos íons desidratados, pelo menos parcialmente, e especificamente adsorvidos, e o Plano Externo de Helmholtz (PEH), onde estariam adsorvidos os contra-íons (de carga contrária à superfície) hidratados, coincidindo esse (o PEH) com o plano de Stern. Esta extensão é conhecida como o modelo de Helmholtz e Grahame ou de tripla camada elétrica (TL).


Os contra-íons do eletrólito são atraídos por um potencial eletrostático, ψ , e um potencial de adsorção não-eletrostático, σ, no plano interno de Helmoltz, PIH, com os seus centros localizados à uma distância da superfície. Os contra-íons poderiam formar complexos com grupos carregados da superfície, no PIH. O plano externo de Helmoltz, PEH, o mais interno da camada difusa, está localizado a uma distância da superfície, onde o potencial é d (Braggs et al., 1994). Na ausência de impurezas orgânicas e polieletrólitos adsorvidos na superfície, d pode ser considerado o potencial eletrocinético no plano de cisalhamento (potencial zeta, ζ) (Alvarez et al.,1996). A contribuição complementar de Brockris (1973) a este modelo é também importante. Refere-se à demonstração de que grande parte da superfície deve estar recoberta inicialmente por uma camada de moléculas de água, onde a constante dielétrica seria bem pequena devido à imobilidade a que estão submetidas (Figura 11). O PIH é aquele que passa pelos centros dos íons não solvatados e especificamente adsorvidos na superfície do sólido. O PEH é aquele que passa pelos centros dos contraíons solvatados e situados proximos à superfície do sólido.

As principais características das teorias mais recentes, entre outras, para descrever o mecanismo de geração de carga são (van Hal et al., 1996): (i) a interação ocorre em sítios específicos; (ii) as interações podem ser equacionadas através da lei de conservação demassa; (iii) a carga da superfície resulta dessas interações; (iv) o efeito das interações na carga superficial das partículas pode serinterpretado à luz da teoria da dupla camada elétrica.


Figura 12 – Modelo de TL e Bockris para a dupla camada elétrica.

Potencial Zeta (ζ)

A variação do potencial eletrostático ao longo da interface, apresentado nas Figuras 10, 11 e na seção inferior da Figura 12, é hipotético. Na DCE, o único potencial que pode ser medido experimentalmente é o potencial zeta (ζ), isto é, o potencial medido no plano de cisalhamento entre a partícula e a solução, quando os dois estão em movimento relativo, na presença de um campo elétrico. Este deslocamento diferencial das partes da


DCE leva ao aparecimento de um potencial eletrocinético, podendo ser medido por meio dos quatros fenômenos ou efeitos eletrocinéticos (Hunter, 1981): eletroforese, eletroosmose, potencial de escoamento e potencial de sedimentação. O plano de Stern é considerado por alguns autores como o plano de cisalhamento onde são efetuadas as determinações eletrocinéticas do potencial zeta (Fuerstenau, 1982b). O potencial zeta (ζ) é um importante parâmetro a ser medido com auxílio da eletrocinética. As técnicas mais usadas na determinação do potencial ζ são a eletroforese e o potencial de escoamento. A técnica de eletroforese consiste em medir a mobilidade eletroforética das partículas carregadas em uma suspensão aquosa (as partículas eletricamente carregadas, suspensas em uma polpa, movimentam-se sob a ação de um campo elétrico aplicado). Na prática, efetuam-se várias medidas da mobilidade eletroforética das partículas dispersas em solução aquosa. O cálculo de ζ com base nessas medidas pode ser feito segundo a equação de Smoluchowski (Hunter, 1981): ζ = 1β.8 e Estando o potencial ζ expresso em mV e a mobilidade e em m s-1/ V cm-1. Utilizando a Eletrocinética no Estudo da Flotação dos Minerais

Para uma maior seletividade na separação por flotação de minerais valiosos, é importante identificar os mecanismos principais de geração de carga na interface mineral–solução aquosa. A determinação do potencial zeta das partículas minerais leva a uma melhor compreensão, em muitos dos seus aspectos fundamentais, dos mecanismos de adsorção de surfatantes na superfície dos minerais. Inicialmente, é necessário identificar as espécies iônicas responsáveis pela geração de carga na superfície do mineral (íons determinantes do potencial), por determinações do potencial eletrocinético dessas partículas na presença desses íons. Dessa forma, torna-se possível identificar as espécies iônicas que afetam o potencial zeta e a extensão da dupla camada elétrica, sem as interações específicas dos compostos iônicos com a superfície. A seguir, consideram-se as espécies iônicas que adsorvem na parte mais interna da DCE, o PIH, por meio de interação específica. A identificação dos efeitos relacionados às espécies de eletrólitos simples permite ainda examinar o comportamento eletrocinético das partículas na presença de solutos mais complexos, tais como, hidroxicomplexos de metais, surfatantes, polieletrólitos, polímeros entre outros. Logo, o estudo detalhado das propriedades eletrocinéticas facilita a compreensão dos mecanismos de flotação para muitos minerais. Os íons determinantes do potencial (i.d.p.) são aqueles que exercem um controle significativo sobre a carga da superfície, σs, e a carga da superfície da fase dispersa, σd. No caso de óxidos inorgânicos simples (SiO2, Al2O3, TiO2), de baixa solubilidade, a carga da superfície é atribuída à dissociação anfotérica (Hunter, 1981). Por exemplo:

A carga superficial de cada uma das interfaces é dada por (Hunter, 1981):


σo = e(υ+ − υ− Ψ Onde e é a carga eletrônica e + e - são os números dos sítios positivos e negativos por unidade de área. Para uma superfície composta por sítios neutros que adsorvem H+ e OH-, a carga superficial do sólido é determinada pelas densidades de adsorção, Γ + Γ − H OH e, em mol por unidade de área:

O ponto correspondente à atividade dos íons determinantes do potencial em que a carga superficial é zero é denominado ponto de carga zero (p.c.z.), que é um dos parâmetros importantes no estudo da flotação dos minerais, pois indica, entre outros, o tipo de surfatante que deverá ser usado no processo bem como as condições químicas de dispersão da polpa. Para sólidos iônicos (CaF2, AgCI, BaSO4) , os íons dos átomos que os compõem, em geral, são determinantes do potencial e, por conseguinte, existirá uma determinada concentração de i.d.p. na qual a carga da superfície é zero. O p.c.z. é determinado experimentalmente pela medida dos valores do potencial zeta em função da concentração de i.d.p. No caso de minerais de composição mais complexa, como a fluorapatita, todos os

cátions e ânions presentes no sistema ), contribuem para a determinação do potencial, sem que se possa precisar um par definido de i.d.p. Mesmo nessas condições, a carga elétrica das partículas depende do valor de pH da solução, sendo possível a determinação do valor de pH que anule o potencial zeta, sendo este denominado ponto isoelétrico de carga (p.i.e.). Dessa forma, tem-se que para um sistema mineral-solução aquosa o p.i.e. pode ser definido como o pH da solução no qual o potencial ζ é nulo. O valor de ψ0 não é necessariamente nulo quando ζ é 0. Por outro lado, quando ψ0 é nulo, obrigatoriamente ζ também o será. Logo, na ausência de íons especificamente adsorvidos no PIH, o p.c.z. e o p.i.e. são coincidentes. O p.i.e. constitui uma característica especial de um sistema mineral-solução, uma vez que a adsorção de surfatantes na DCE pode ocorrer no plano de cisalhamento e, portanto, o sinal e o valor do potencial ζ exerce influência significativa no processo de adsorção. A Tabela 5 apresenta valores de p.c.z. de alguns sólidos iônicos, para os quais as atividades dos íons determinantes do potencial eletrocinético podem ser calculadas, se a solubilidade e as reações de equilíbro dos produtos de hidrólise são conhecidos (Fuerstenau, 1982b). Alguns valores experimentais de p.c.z. para óxidos e sulfetos são apresentados na Tabela 5 (LEJA, 1982).


A Figura 13 apresenta dados experimentais do potencial eletrocinético de partículas de zircônia em função do pH e da concentração de KCl. Conforme pode ser observado, as curvas passam pelo mesmo ponto isoelétrico (p.i.e. = 5,4), no qual ζ=0, sendo este independente da força iônica da solução de KCl. Este fato sugere que o KCl é um eletrólito indiferente, não ocorrendo adsorção específica no sistema. Nesse caso, o p.i.e. coincide com o p.c.z. Já a diminuição dos valores negativos do potencial zeta com o aumento da concentração de KCl é consistente com o acúmulo de contra-íons no PEH e com a compressão da DCE. O efeito que o valor de pH exerce sobre o potencial zeta dessas partículas sugere que os íons H+ e OH- são íons determinantes do potencial para o sistema em questão.

Figura 13 – Influência do pH e da concentração de KCl no potencial zeta das partículas de zircônia (Leja, 1982).


A Figura 14 é uma representação de duas curvas típicas ζ versus pH (Fuerstenau e Shibata, 1999). A curva I representa o efeito do pH no potencial zeta de um óxido na presença de um eletrólito indiferente (força iônica constante) como por exemplo, NaNO3 na concentração de 10-3 M. O ponto A é o p.c.z. do óxido, pois somente os íons determinantes do potencial de superfície e os indiferentes estão presentes no sistema. Se um surfatante aniônico é adicionado à uma solução, contendo a mesma concentração de i.d.p. (eletrólito suporte), a adsorção específica do mesmo na superfície do óxido pode ocasionar um deslocamento na curva ζ versus pH, conforme apresentado na curva II. No ponto B, todos os ânions adsorvidos estão no plano de Stern (σs = σoΨ, e o potencial zeta é zero. O ponto B é denominado ponto de reversão do potencial zeta, mas não é o p.c.z. O ponto C (que deveria ser chamado de ponto de carga zero para a adsorção específica) é o ponto de interseção das duas curvas, indicando que a superfície está carregada muito negativamente sendo os ânions do surfatante repelidos.

Figura 14 – Representação esquemática da variação do potencial zeta de um óxido em função do pH, na presença e na ausência de adsorção específica de um surfatante, a força iônica constante (Fuerstenau e Shibata, 1999). As propriedades eletrocinéticas de partículas de talco, na presença de eletrólito indiferente (KCl), do polímero aniônico carboximetilcelulose, e de AlCl3.H2O, são apresentadas na Figura 45 (Gomes e Oliveira, 1991). Observa-se que as partículas de talco adquirem valores de mobilidade eletroforética mais negativos devido à adsorção do polímero aniônico. A adsorção específica de natureza química e a interação por pontes de hidrogênio por meio dos grupos carboxílicos do polímero de celulose parecem ser os responsáveis por esse comportamento. Por outro lado, na presença de AlCl3.H2O na concentração de 200 mg L-1, a mobilidade eletroforética das partículas de talco assume valores positivos, sendo que os valores máximos são observados na faixa de pH próxima a 4,7. Esses resultados poderiam ser analisados levando-se em consideração a distribuição das espécies de alumínio em uma solução de cloreto de alumínio. De acordo com o diagrama apresentado na Figura 16, as espécies Al(OH)+2 e AlOH++ predominam na faixa de pH próxima aos valores máximos positivos de mobilidade eletroforética encontrados para o talco. A mudança de sinal de negativo para positivo das partículas de talco pode estar relacionada à predominância dessas espécies em solução bem como a sua adsorção na superfície do talco.


Com relação à adsorção de cátions polivalentes, três mecanismos foram sugeridos (Fuerstenau et al., 1970; Fuerstenau e Healy, 1972): (i) formação de moléculas de água pela reação entre o grupo OH- existente na estrutura do hidroxicomplexo metálico e o íon hidrogênio adsorvido na interface mineral/solução; (ii) formação de ligações de hidrogênio entre o hidroxicomplexo metálico e o oxigênio da superfície do sólido; iii) precipitação e adsorção do hidroxicomplexo metálico na superfície do mineral.

Figura 15 – Influência do pH na mobilidade eletroforética de partículas de talco napresença de a) 10-3 M de KCl, b) 100 mg.L-1 de carboxi metil celulose, c) 200 mg.L-1 de AlCl3 6H2O e d) 200 mg.L-1 de AlCl3 6H2O e 100 mg.l-1 de carboximetilcelulose (Gomes e Oliveira, 1991). O terceiro mecanismo é o menos provável de estar ocorrendo nesse sistema, pois a precipitação de Al(OH)3 poderia somente ocorrer para valores de pH superiores a 5,5 (Figura 15, curva c). Quando 100 mg.L-1 de carboximetilcelulose foram adicionados depois do prétratamento da superfície do talco com cloreto de alumínio, os valores de mobilidade eletroforética apresentam-se, novamente, negativos (Figura 15, curva d). A reversão do sinal de carga da superfície do mineral pela adsorção do polímero aniônico, após tratamento prévio com AlCl3.6H2O, demonstra, que embora a adsorção possa ser influenciada pela atração eletrostática entre a carga positiva da superfície do talco (adsorvida pelo AlCl3.6H2O) e o polímero aniônico (carregado negativamente), a adsorção específica de natureza química está também envolvida (Gomes e Oliveira, 1991). Dessa forma, sob condições controladas de pH e concentração de hidróxido de alumínio e carboximetilcelulose, a depressão do talco de minérios sulfetados pode ser significativamente melhorada.


Figura 16 – Diagrama da concentração logarítmica para 10-4 M de Al+3. (Fuerstenau e

Palmer, 1976).

6.6. ENERGIA LIVRE DE ADSORÇÃO DE SURFATANTES A energia livre padrão de adsorção, referente à interação entre o surfatante e a superfície do mineral, pode ser determinada com base nos dados de adsorção obtidos para diferentes concentrações de equilíbrio. Em um sistema heterogêneo, o equilíbrio é atingido quando o potencial químico de uma mesma espécie é igual em todas as fases. Para um surfatante representado pela espécie i, o seu potencial químico, i, na solução é dado pela Equação [29]. De maneira análoga, o potencial químico da mesma espécie na superfície do mineral, si é:

[80] Onde: ( oi )s é o potencial químico padrão da espécie na superfície do mineral; R a constante dos gases ideais; T temperatura absoluta; sai a atividade da espécie na superfície. Nas condições de equilíbrio, sendo i = si , tem-se que:

Esta relação pode ser transformada na equação de Stern-Grahame, por meio das seguintes considerações:


ai = C [82] Onde C é a concentração na fase bulk.

Onde Γζ é a densidade de adsorção no plano de Stern e r o raio iônico do íon adsorvido. A energia livre padrão de adsorção, o ΔGoads. , é definida como:

Pela substituição das Equações [83-85], na Equação [81] é obtida a equação de Stern-Grahame (Fuerstenau, 1982b):

Esta equação foi utilizada por Oliveira (1986), para o cálculo da energia livre padrão de adsorção de ácido oléico na superfície da fluorita, com base nos resultados dos ensaios de adsorção (Tabela 7) e considerando-se o valor limite de sua aplicabilidade às concentrações de equilíbrio correspondentes, aproximadamente, à formação de uma monocamada. É importante analisar o significado do termo ΔGoads. na equação [85]. Se aadsorção ocorre simplesmente por atração eletrostática ou no caso de eletrólitos ndiferentes, tem-se:

Os cálculos da variação da energia livre padrão correspondentes à adsorção de ácido oléico na fluorita estão apresentados na Tabela 8.


Tabela 8 – A variação da energia livre padrão correspondente à adsorção de ácido oléico em fluorita a 25o C, em pH=8,0, a partir da Equação [85] e com base nos resultados dos ensaios de adsorção (Tabela 8) (Oliveira, 1986).

[86]

Onde, z é a valência do íon adsorvido, F a constante de Faraday e ζ o potencial no plano de Stern, considerando que o potencial zeta aproxima-se do potencial no plano de Stern. Para sistemas com adsorção específica, a energia livre padrão é dada por:

[87]

Uma estimativa do valor de ΔGoesp. pode ser realizada nas condições em que ζ =0, ou seja por meio da determinação de ΔGoesp. quando a mobilidade eletroforética das partículas é zero, admitindo-se a simplificação da coincidênca entre o plano do potencial zeta e o plano de Stern. O valor de ΔGoesp. é considerado por Fuerstenau (1982b) como sendo composto de:

Da Equação [87] depreende-se que a denominação adsorção específica pode corresponder tanto a uma adsorção física como uma adsorção química, dependendo do


tipo de ligação envolvida. Com relação à fluorita, observa-se pela Figura 17 que, inicialmente, quando a densidade de adsorção é inferior à formação de uma primeira monocamada, −ΔGoads. aumenta com a concentração de ácido oléico atingindo 36,3 kJ.mol–1. Isto significa que a adsorção é favorecida termodinamicamente no trecho inicial, provavelmente, por associações hidrofóbicas entre as cadeias do surfatante. O valor de −ΔGoads. encontrado (36,3 kJ.mol–1) aproxima-se do limite mínimo mencionado na literatura para a adsorção química (42 kJ.mol–1). De fato, a presença de oleato de cálcio, identificada por outros autores por espectrometria de infravermelho, reforça a hipótese de quimissorção (Adamson,1990). Com a aproximação da formação de uma monocamada, o valor de −ΔGoads. passa a decrescer de maneira sistemática, indicando que o recobrimento de grande parte da superfície original da fluorita pelo ácido oleico torna mais difícil a continuidade da adsorção.

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7. FLOTAÇÃO Flotação: atualmente, a flotação é o processo dominante no tratamento de quase todos os tipos de minérios, devido à sua grande versatilidade e seletividade. Permite a obtenção de concentrados com elevados teores e expressivas recuperações. É aplicado no beneficiamento de minérios com baixo teor e granulometria fina. O processo se baseia no comportamento físico-químico das superfícies das partículas minerais presentes numa suspensão aquosa. A utilização de reagentes específicos, denominados coletores, depressores e modificadores, permite a recuperação seletiva dos minerais de interesse por adsorção em bolhas de ar. Os equipamentos tradicionalmente adotados se dividem em 2 classes, mecânicos e pneumáticos, dependendo do dispositivo utilizado para efetivar a separação. A flotação é adotada na produção de areias quartzosas de elevada pureza, cloretos, feldspatos, fluorita, fosfatos, magnesita, sulfetos, talco, mica, berilo, etc.

7.1. INTRODUÇÃO Na generalização máxima que se possa fazer, qualquer processo de concentração de minérios pode ser descrito como a capacidade de se dar a um ou mais componentes de uma mistura heterogênea de minerais, uma velocidade diferente da velocidade mantida pelas demais espécies presentes na mistura. Para que tais velocidades diferenciais possam ser dadas é necessário que exista alguma diferença de propriedades físicas. Seja o exemplo da separação mais simples possível - a cata manual: baseado em características de cor, forma e aparência, o operador escolhe as partículas desejadas, apanha-as (dá-lhes uma velocidade), enquanto que as demais partículas permanecem imóveis sobre a mesa (velocidade zero). Da mesma forma, os processos densitários tiram partido das diferenças de densidade entre as espécies minerais que se quer separar; os processos magnéticos, das diferenças de susceptibilidade ou de remanência magnética; os eletrostáticos, de propriedades elétricas. O processo de flotação (froth flotation), e alguns processos correlatos a esse se baseiam em propriedades muito menos evidentes que as anteriores. É uma separação feita numa suspensão em água (polpa). Como nos demais, as partículas são obrigadas a percorrer um trajeto e num dado instante as partículas que se deseja flotar são levadas a abandoná-lo, tomando um rumo ascendente. A diferenciação entre as espécies minerais é dada pela capacidade de suas partículas se prenderem (ou prenderem a si) a bolhas de gás (geralmente ar). Se uma partícula consegue capturar um número suficiente de bolhas, a densidade do conjunto partícula-bolhas torna-se menor que a do fluido e o conjunto se desloca verticalmente para a superfície, onde fica retido e é separado numa espuma, enquanto que as partículas das demais espécies minerais mantêm inalterada a sua rota. Hidrofobicidade A propriedade de determinadas espécies minerais capturarem bolhas de ar no seio da polpa é designada por hidrofobicidade, e exprime a tendência dessa espécie mineral ter maior afinidade pela fase gasosa que pela fase líquida. Quanto mais hidrofóbico for um


mineral, maior será sua repelência por água e maior sua afinidade por substâncias apolares ou lipofílicas, como o ar atmosférico e substâncias graxas (Leja, 1982). A hidrofobicidade, entretanto, não é regra no reino mineral, constituindo-se antes em exceção, pois praticamente todas as espécies minerais (sulfetos, carbonatos, óxidos, silicatos e sais) imersas em água tendem a molhar sua superfície. Poucos são os minerais naturalmente hidrofóbicos que possuem um caráter não polar em sua superfície, como, a molibdenita, o talco, o carvão, o enxofre e a grafita. Hidrofilicidade A propriedade de determinadas espécies minerais de serem umectados ou molhados pela água é designada por hidrofilicidade, e exprime a tendência dessa espécie mineral ter maior afinidade pela fase líquida que pela fase gasosa. Quanto mais hidrofílico for um mineral, maior será a molhabilidade de sua superfície pela água ou por outros líquidos apolares. A experiência mostra, entretanto que o comportamento hidrofílico das espécies minerais pode ser bastante alterado pela introdução de substâncias adequadas no sistema. Podemos mesmo afirmar, com certeza, que qualquer substância mineral pode ser tornada hidrofóbica mediante a adição judiciosa de substâncias à polpa. Ainda mais, é possível, estando presentes duas espécies minerais, induzir a hidrofobicidade em apenas uma delas, mantendo a outra hidrofílica, ou seja, é possível induzir uma hidrofobicidade seletiva. Coleta A propriedade de um determinado reagente tornar seletivamente hidrofóbicos determinados minerais é devida à concentração desse reagente na superfície desses minerais. Isto é, o reagente se deposita seletivamente na superfície mineral, recobrindo-a, de modo que fique sobre a superfície da partícula um filme da substância. Para que isso ocorra é necessário que a molécula da substância migre do seio da solução para a superfície da partícula e aí se deposite. Assim, quando aparecerem as bolhas de ar, a superfície que a partícula mineral apresenta a essas não é mais a sua superfície própria, mas sim uma nova superfície, revestida dessa substância hidrofóbica. A causa dessa migração da substância da solução para a superfície da partícula reside em alguma espécie de atração da partícula por essa substância. Frequentemente, podemos admitir que se tratem de ações elétricas ou eletrostáticas. E, outros casos, temos a ação de forças moleculares tipo Van der Waals, ou outras. Finalmente, podemos imaginar um mecanismo mais complexo em que as moléculas na solução sejam: (i) atraídas para as vizinhanças da partícula; (ii) adsorvidas na sua superfície, para, finalmente, reagir com as moléculas ou íons da sua superfície (penetrar na sua estrutura). Este mecanismo pode ocorrer completo ou em parte. Ocorrendo apenas a atração das moléculas para o entorno da partícula, chamamos o fenômeno de adsorção de primeira espécie ou do tipo nuvem, ou ainda, do tipo elétrico. O fenômeno é de natureza eminentemente eletrostática. Se as moléculas, além disso, são adsorvidas na superfície da partícula, passa a ocorrer o contato efetivo das mesmas com pelo menos um ponto da


superfície da partícula. Dizemos que ocorre adsorção de segunda espécie, ou do tipo líquido, ou ainda, do tipo físico, pois a molécula estando ancorada à superfície da partícula não pode afastar-se dela, mas pode mover-se ao longo da superfície. Quando ocorre o fenômeno completo, as moléculas reagem com a superfície do mineral e ficam aderidas quimicamente a um ponto dela. A fixação é tal que essas podem vibrar em torno de uma posição, mas não saem dessa posição. Diz-se ter ocorrido a adsorção de terceira espécie ou do tipo sólido ou, ainda, do tipo químico. A substância capaz de adsorver-se à superfície do mineral e torná-la hidrofóbica é denominada coletor e o mecanismo de adsorção e geração de hidrofobicidade é denominado coleta. Modulação da Coleta Alguns coletores são enérgicos demais e tendem a recobrir indiferentemente partículas de todas as espécies minerais presentes, ou seja, não são seletivos. Podemos, entretanto adicionar substâncias auxiliares, que façam com que a coleta se torne seletivas, isto é, que dentre as espécies minerais presentes na polpa, o coletor escolha uma delas sem modificar as demais. Assim, será possível flotar as partículas dessa espécie e deixar todas as demais no interior da polpa. Este reagente auxiliar é chamado depressor, porque deprime a ação do coletor nas partículas indesejadas. Em outras situações ocorre o contrário, isto é, o coletor não adsorve em nenhuma das espécies presentes. Podemos então adicionar à polpa uma terceira substância, que ative seletivamente a superfície da espécie mineral desejada, tornando a atrativa para o coletor. Este reagente é chamado ativador. Ou seja, numa polpa mineral sempre estará presente um grande número de espécies moleculares e iônicas, oriundas das espécies minerais presentes ou de sua reação com a água e aquelas intencionalmente adicionadas. Podemos adicionar os coletores e também outras substâncias que modificam a ação do coletor, ação essa chamada de modulação da coleta. Obviamente, estes reagentes têm que ser adicionados antes do coletor (Gaudin, 1956). Razões para a adição, ainda, de outros reagentes são de economia industrial: diminuir o consumo de coletor, acertar as condições de acidez ou alcalinidade, de modo a diminuir a corrosão dos equipamentos, diminuir o consumo de água etc. Frequentemente, íons presentes na polpa oriundos da dissolução de determinadas espécies minerais (Fe+++, Ca++, Al+++), exercem uma ação depressora indesejável. Para impedir essa ação é necessário removê-los antes do início da ação da coleta. Isto é feito por meio de um quarto tipo de reagentes, denominados sequestradores, que precipitam esses íons. Finalmente, para gerar uma espuma estável, consistente e adequada às finalidades do processo são usados reagentes tensoativos - os espumantes. O controle do pH é uma das variáveis mais importantes que afetam a coleta. Por isso, os reagentes utilizados para ajustá-lo são chamados reguladores.


Terminologia A palavra "flotação" é um anglicismo que já está consagrado pela falta de um termo melhor em português. A palavra "flutuação", que seria um termo mais preciso, não é usada, aparentemente por induzir uma possível confusão com os processos de meio denso, onde a espécie mineral mais leve "flutua". A grande massa de literatura americana e a negligência dos tradutores faz com que, com relativa frequência, sejam utilizados termos gerados pela tradução literal: (i) "promotor", em vez de coletor, do inglês promoter; (ii) "inibidor", em vez de depressor, do inglês inhibitor, são termos impróprios e devem ser abandonados.

7.2. PROCESSOS DE FLOTAÇÃO O processo de flotação atua geralmalmente nas interfaces água/ar e água/óleo (pouco utilizado), para realizar a separação entre os minerais de interesse. Diversas outras interfaces tem sido estudadas, como a interface água+álcool/ar e água/plástico na tentativa da descoberta de outras aplicações, sendo assim, o sistema de interfaces origina o nome do processo de flotação. Os principais processos de flotação utilizados pela indústria mineral são (Leal Filho, 1995): Flotação por Espumas (Froth flotation) - é o processo mais comum e o mais importante. Neste processo, os minerais hidrofobizados dispersos, no meio aquoso, são coletados por bolhas de ar e arrastados à superfície, sendo removidos na camada de espumas por transbordo ou mecanicamente. Os minerais hidrofílicos permanecem na fase aquosa acompanhando o fluxo de água. Flotação em Película (Skin flotation) - é o processo de separação de minerais utilizando as propriedades da interface água/ar. Neste processo, os minerais são despejados lentamente na superfície da água, as partículas hidrofílicas se molham e afundam e as partículas hidrofóbicas permanecem na superfície sem se molhar, sendo removidas por transbordamento. Flotação em Óleo (Bulk oil flotation) - é o processo de separação de minerais utilizando as propriedades da interface água/óleo. Neste processo, as partículas minerais são agitadas em uma suspenção água/óleo. Após repouso do sistema binário (água/óleo), as partículas hidrofílicas molhadas afundam e as partículas hidrofóbicas se concentram na interface água/óleo. Flotação Carreadora (Carrier flotation) - é o processo de flotação usado para recuperar partículas ultrafinas, utilizando-se minerais com granulometria grosseira previamente hidrofobizado. As partículas ultrafinas hidrofóbicas aderem às partículas grosseiras, que são carreadas pelas bolhas de ar e então flotadas. Eletroflotação - é o processo de flotação onde as bolhas de gás são geradas pela decomposição eletroquímica da água.


Flotação em floco (Floc flotation) - é um processo de flotação utilizado para recuperação de partículas finas após a sua agregação seletiva das mesmas. Após a agregação seletiva, os flocos formados são flotados de modo tradicional. O processo de flotação por espumas é a modalidade de flotação mais utilizado na tecnologia mineral, para concentração de minerais e apresenta termos técnicos específicos para definir a maneira ou modus operandi de como a flotação está sendo conduzida. A seguir, algumas definições dos processos mais usuais de flotação (Beraldo, 1983). Flotação direta - é quando os minerais de interesse são flotados e separados nas espumas. Os minerais de ganga acompanham o fluxo da polpa mineral. Flotação reversa - é quando os minerais de ganga são flotados e os minerais de interesse permanecem na polpa mineral. Flotação coletiva (Bulk flotation) - é quando um grupo de minerais com características semelhantes são flotados em conjunto. Flotação seletiva - é quando uma única espécie mineral é flotada. Flotação instantânea (Flash flotation) - é quando a flotação é realizada em intervalos de tempo curto, logo após a moagem. As partículas mistas (não liberadas) retornam ao moinho para uma nova etapa de moagem e, a seguir, são novamente flotadas.

7.3. EQUIPAMENTOS As operações diretamente envolvidas na flotação de minérios são: (i) condicionamento; (ii) dosagem e adição de reagentes; (iii) flotação propriamente dita. Algumas outras operações se fazem necessárias, com muita frequência, tais como: (i) adensamento das polpas para permitir o condicionamento; (ii) atrição (scrubbing) da superfície das partículas para remover coberturas de lama ou de óxidos; (iii) transporte de polpas e espumas; (iv) instrumentação e controle do processo. Máquinas de Flotação Tratam-se de tanques projetados para receber a polpa alimentada, continuamente, por uma das suas faces laterais e descarregá-la pelo lado oposto. Cada unidade desses tanques é chamada célula. Podem ser usadas células individualizadas, mas a regra é agrupar conjuntos de duas ou mais. Numa extremidade do conjunto é instalado um compartimento de alimentação e na extremidade oposta, um compartimento de descarga. Este inclui algum dispositivo para a regulagem do nível de polpa dentro das células. Embora existam modelos de células fechadas, a tendência moderna é não usar divisões entre uma célula e outra. A espuma sobe e é descarregada pela frente (e em


alguns modelos, como os mostrados nas Figuras 1, 2 e 3, também por trás), transbordando sobre calhas dispostas ao longo da extensão do conjunto de células. O material deprimido é arrastado pela corrente de água e sai pelo fundo da célula, passando para a célula seguinte e, finalmente, sendo descarregado pela caixa de descarga. Desta forma, há dois fluxos: um de deprimido, no sentido da caixa de alimentação para a caixa de descarga e outro de espuma, ascendente dentro das células e no sentido oposto ao do deprimido, através das calhas.

Figura 1 – Arranjo de células de flotação. A máquina de flotação (Figura 2) é instalada dentro da célula e consiste de um rotor, no fundo da célula, suspenso por um eixo conectado a um acionamento (fora da célula e acima), girando dentro de um tubo. O rotor tem uma função inicial que é a de manter a polpa agitada e, portanto em suspensão. O movimento rotacional do rotor gera uma região de pressão negativa dentro da célula. Em muitos modelos, esta depressão é suficiente para aspirar o ar necessário para a flotação, daí a conveniência do tubo coaxial com o eixo do rotor. Em outros casos, o ar é comprimido para dentro da máquina. Para que o ar seja efetivo para carrear para cima o maior número possível de partículas coletadas, deve se dispor de um grande número de bolhas de pequeno diâmetro. Isto é conseguido colocando, em torno do rotor, uma peça chamada estator, que fragmenta as bolhas de ar. A Figura 3 mostra um rotor e um estator de uma máquina de flotação de modelo diferente do mostrado na Figura 2.

Figura 2 – Máquina de flotação (Modelo Wemco).


Figura 3 – Máquina de flotação (Modelo Galigher).

Desta forma, o rotor agita a polpa e a mantém em suspensão. Como o seu movimento rotativo no meio da polpa cria uma pressão negativa, esse pode aspirar o ar necessário para a flotação. Esse movimento aspira também a espuma contida na calha das células a jusante (o rotor da célula rougher aspira a espuma das células cleaner) e faz a espuma movimentar. O estator (Figura 4) quebra as bolhas de ar num grande número de pequenas bolhas.

Figura 4 – Rotor e estator da célula (Modelo Wemco).

As máquinas do modelo descrito são ditas mecânicas e existem vários projetos, diferentes quanto ao formato da célula, do projeto do conjunto rotor-estator e a outros aspectos mecânicos (Yung, 1982). As Figuras 5a e 5b mostram diferentes desenhos. As células de desenho mais moderno têm formato cilíndrico. De início isto deveuse à facilidade estrutural e construtiva deste formato. Num segundo momento aplicouse a tecnologia oriunda da indústria química de reatores que precisam fornecer agitação muito eficiente para o contacto entre os reagentes - no caso da flotação o que se deseja é o contacto partícula-bolha de ar.


Figura 5a – Desenhos esquemáticos de tanques, rotores e estatores (Young, 1982).

Figura 5b – Desenhos esquemáticos de rotores e estatores (Young, 1982).

Verificou-se que as forças intensas de cisalhamento criadas pelo rotor são capazes de fornecer a energia necessária para a ruptura da barreira que é o filme de água da bolha e permitir melhor adesão bolha-partícula, mesmo para as partículas de pequena dimensão (Chaves, 2006). O efeito indesejável da rotação da polpa dentro da célula foi resolvido mediante a instalação de defletores adequadamente projetados para impedir o movimento rotacional e dirigir os fluxos ascendentes e descendentes dentro da célula e maximizar a recirculação da polpa na região inferior, ao mesmo tempo que a turbulência na região superior precisa ser reduzida para diminuir o descolamento bolha - partícula coletada.

7.3.1. Principais Fabricantes Células de Flotação Mecânica

O início do século XXI foi caracterizado pela fusão e/ou incorporação de diversas empresas de equipamentos para mineração, assim, atualmente, três grandes empresas dominam o mercado mundial como fabricantes ou detentores de tecnologia para fabricação de máquinas de flotação mecânica (Gorain, 2007).


A Metso Minerals, produz dois modelos básicos, a célula circular Metso RCS e a Metso Denver quadrada, DR. As duas máquinas usam suprimento externo de ar de baixa pressão para ter controle preciso da aeração. O modelo circular RCS é o padrão global da Metso e é fornecido em tamanhos desde 5 até 200 m3. O modelo Metso Denver DR é a máquina Denver com recirculação forçada da polpa junto ao rotor e estator, e pode ser fornecida nos tamanhos de 0,34 até 42,5 m3. A Tabela 1 mostra as dimensões principais e motorização das máquinas Metso de flotação (Metso, 2009).

A FLSmidth Minerals fabrica as células Dorr-Oliver, Wemco e células de tecnologia mista (combinação de células Dorr-Oliver e Wemco). As células Dorr-Oliver trabalham com injeção de ar e as Wemco são auto-aspiradas. O carro-chefe para a maioria das aplicações continua sendo a célula Wemco 1+1. As células Dorr-Oliver, série RT (round tank), são cilíndricas e recomendadas para utilização na etapa rougher. As células Dorr- Oliver, séries R & UT, são tanques retangulares e em forma de “U”. A célula Wemco Smart Cell tem tanque cilíndrico com defletores e controle automático da vazão de ar. A Tabela 2 mostra as dimensões principais e a motorização das máquinas de flotação Dorr-Oliver e Wemco (FLSmidth, 2009).


A Outokumpu oferece dois modelos de células, as clássicas OK-R e OK -U Flotation Machines - e as OK-TC, de tanque cilíndrico (tank cell) e OK-TC-XHD (extra heavy duty), além da célula SK (skin air), cilíndrica, recomendada para flotação flash. O ar é introduzido na área de movimentação do rotor, por meio de injeção forçada. A Tabela 3 mostra as dimensões principais e a motorização das máquinas de flotação Outokumpu (Outotec, 2009).


7.3.2. Condicionadores

Para que o reagente possa atuar na superfície da partícula mineral, coletando-a, ativando-a ou deprimindo-a, é necessário que se dê um tempo para que as partículas minerais e as moléculas de reagente tenham chance de se contactarem. Esta operação é denominada condicionamento. Com a maioria das espécies minerais, o condicionamento é feito com baixa diluição de polpa (alta porcentagem de sólidos), de modo a aumentar a probabilidade de que as gotículas de reagente e as partículas se encontrem. Daí a frequente necessidade de adensar previamente a polpa antes do condicionamento. Quando necessário este adensamento é feito em ciclones desaguadores ou em espessadores. O condicionador é um tanque cilíndrico, de diâmetro e altura usualmente próximos. Sobre o tanque assenta-se uma viga que sustenta o mecanismo de acionamento (motor e redutor) de um eixo, na ponta do qual está uma hélice, que agita a polpa. A descarga é por transbordo (Figura 6). Frequentemente existe


um tubo concêntrico ao eixo, com várias aberturas, ou aletas convenientemente dispostas, para melhorar o contato.

Figura 6 – Condicionador de polpa.

7.3.3. Dosagem e Alimentação de Reagentes

Os vários reagentes devem ser alimentados em pontos diferentes dentro do circuito. Dependendo do seu mecanismo de coleta, podem demandar maiores ou menores tempos de condicionamento. Por exemplo, ácidos graxos e seus sabões demandam tempos de residência na etapa de condicionamento que podem ser atendidos por condicionadores com volumes adequados. Já xantatos têm um mecanismo de coleta tão demorado que o usual é fazer a sua adição na entrada do circuito de moagem. O caso oposto ocorre com aminas, cuja coleta é tão rápida, que a sua adição pode ser feita diretamente na entrada da célula de flotação. Conforme já mencionado, é forçoso adicionar os moduladores de coleta (ativadores ou depressores) antes da adição do coletor, pois a sua função é modificar a ação deste. Os reguladores têm um papel tão importante que, quanto antes esses forem adicionados, melhor para o circuito. Por isso, ajusta-se o pH tão logo a água é adicionada. Finalmente, os espumantes são adicionados na entrada da célula. Os diferentes problemas de dosagem de reagentes podem ser relacionados: (i) dosar ou alimentar pó grosso; (ii) dosar ou alimentar pó fino; (iii) dosar ou alimentar líquidos puros ou soluções; (iv) dosar ou alimentar suspensões. Para a alimentação de pó grosso ou fino usam-se alimentadores vibratórios, de correia ou de mesa rotativa. A diferença entre os dois casos reside na escoabilidade que, via de regra, é menor para os sólidos finos, exigindo maior atenção para este caso. Para a alimentação de líquidos puros ou de soluções homogêneas são usadas bombas dosadoras - de pistão ou de diafragma, quando a vazão é pequena. Para vazões mais elevadas usam-se bombas de engrenagem, de parafuso ou peristálticas.


O alimentador mais simples possível é um reservatório mantido a nível constante, ligado a um tubo de descarga de diâmetro adequado à vazão ou regulado por válvula. Curiosamente, este dispositivo é muito pouco utilizado. O equipamento padrão para a dosagem de líquidos e soluções homogêneas é o dosador de canecas, mostrado na Figura 7. Este consiste numa série de canecas apoiadas num disco vertical, que gira em torno de um eixo horizontal. No seu movimento, o disco leva as canecas para dentro de uma cuba cheia com o líquido a alimentar (mantido a nível constante por meio de uma bóia). No percurso, as canecas se enchem, saem da cuba e, na virada do disco, derramam o líquido em uma calha, de onde esse é enviado para o local de adição.

Figura 7 – Dosador de canecas. Uma regulagem grossa da vazão é obtida pela variação do número de canecas, ou pela variação da sua inclinação (e, portanto do seu volume útil), ou pela velocidade de rotação do disco de suporte. O aparelho oferece ainda uma regulagem fina, que consiste em mover a calha, de modo que essa intercepte todo o fluxo de líquido derramado pelas canecas, ou apenas parte dele. Essa quantidade é ajustável mediante a movimentação da calha. Problemas realmente mais difíceis são a alimentação de suspensões heterogêneas, que é necessário manter em agitação permanente, e a alimentação de líquidos corrosivos, para os quais se faz necessário escolher materiais de construção adequados.

7.3.4. Operações Auxiliares

Bombeamento O sistema constituído por sólidos particulados numa suspensão em água é denominado de polpa, e se constitui na forma usual de transporte de massa em tratamento de minérios. A opção alternativa é o uso de transportadores de correia para sólidos granulados secos. Estes dois modos constituem a grande maioria da prática do transporte na indústria mineral.


A diluição da polpa é expressa em porcentagem do peso de sólidos em relação ao peso total da polpa (peso de sólidos + peso de líquido). As diferentes operações unitárias utilizam diferentes diluições: a moagem é feita em torno de 60% de sólidos; o condicionamento, entre 40 e 50%, a alimentação de ciclones e classificadores, em torno de 20% de sólidos. A flotação dos minérios comuns é praticada entre 25 a 35%, e, a de carvão, entre 4 e 8%. As polpas podem ser bombeadas por bombas de projeto especial - as bombas de polpa. São bombas centrífugas de construção robusta e com rotor de projeto diferente do das bombas d'água. Sua carcaça é bipartida, de modo a permitir sua abertura fácil e rápida em caso de entupimento, As bombas de polpa trabalham sempre afogadas, pois a entrada de ar na tubulação causa o depósito dos sólidos e o entupimento da tubulação. Veja a Figura 8.

Figura 8 – Vista expandida de bomba de polpa.

As peças de desgaste são revestidas de material resistente à abrasão (Ni hard ou borracha). O critério usual é usar borracha sempre, exceto quando as partículas do minério sejam grossas e possam rasgar ou cortar o revestimento. As tubulações de polpa devem ser construídas preferencialmente em trechos retos, horizontais e verticais. Se o escoamento cessar, os sólidos sedimentam nos trechos horizontais e ocupam a parte inferior da secção do tubo, sem obstruí-la; quando o escoamento for retomado, a sua turbulência colocará em suspensão o material sólido depositado. Evitam-se curvas por causa do desgaste abrasivo intenso. Estas devem ser substituídas por cruzetas, com zonas de estagnação e flanges cegos. O bombeamento da espuma de flotação constitui-se num problema operacional realmente sério. Deve-se, portanto, evitá-lo, fazendo o transporte das espumas por gravidade sempre que for possível. Quando as condições de lay-out exigem bombeamento, pode-se usar bombas de eixo vertical e caixas especiais, como mostrado na Figura 9: a espuma entra na caixa tangencialmente a essa. Defletores convenientemente dispostos forçam a polpa a se dirigir ao fundo e a ser centrifugada, de modo que as bolhas tendem a permanecer no centro e a subir.


Figura 9 – Desenho esquemático de uma bomba de eixo vertical.

Divisão de Fluxos A divisão dos fluxos de polpa é feita em divisores estáticos ou rotativos. A Figura 10 mostra um divisor deste último tipo e a Tabela 4 as especificações e dimensões do equipamento.

Figura 10 – Distribuidor de fluxos do tipo rotativo.


Atrição Quando as superfícies minerais aparecem recobertas por camadas de limonitas ou de argilo-minerais - o que é muito comum nas condições geológicas brasileiras – a superfície apresentada é a da limonita ou argilo-mineral, não a do mineral que se quer flotar. Para conseguir a coleta é necessário eliminar essa cobertura, o que é feito por atrição da superfície, até que a cobertura indesejada seja removida. A atrição, também traduzida por "escrubagem" (do inglês "scrubbing") é feita em equipamentos denominados células de atrição. Essas consistem de agitadores com dois ou três hélices por eixo, com sentidos alternados, como mostra a Figura 11a. Devido a essa inversão de sentidos, a polpa movida por uma das hélices tem sentido oposto ao do fluxo movido pela outra hélice, de modo que os dois fluxos se chocam, acarretando a atrição necessária de superfície de grão contra superfície de grão. As pás da hélice são de material resistente à abrasão e têm ainda placas de desgaste nos locais mais expostos ao atrito. Geralmente se usam duas ou quatro células em série - a primeira descarrega por baixo, a segunda por cima, e assim sucessivamente, de modo a maximizar o tempo de permanência das partículas dentro da máquina, como se mostra na Figura 11. A Figura 12 ilustra um equipamento industrial de atrição.

Figura 11 – Disposição das hélices (a) e circulação da polpa (b) em máquina de atrição.

Figura 12 – Célula Denver de atrição.


Instrumentação e Controle A instrumentação utilizada consiste nas medições contínuas de pH, de vazões de água, de polpa e dos níveis das células e das caixas de bomba. Existem aparelhos para análise contínua dos produtos, que começam a ser empregados no Brasil. Entretanto, o usual continua sendo colher amostras da alimentação e dos produtos para o controle operacional. Os amostradores usados são dos tipos comuns. Destruição da Espuma Frequentemente é necessário quebrar a espuma. Isto é feito pela adição de antiespumantes na calha do concentrado ou por jatos de água de alta pressão. Cinética de Flotação As velocidades com que as espécies minerais são removidas da célula obedecem a leis semelhantes às da cinética química. Assim, pode-se falar em cinéticas de flotação de ordem zero, de primeira ordem e de segunda ordem. Na realidade, ao se flotar um minério composto de dois minerais, A e B, haverá remoção de ambos pela espuma, uma vez que a seletividade não é perfeita. Ocorre que a velocidade de flotação do mineral A (que se quer flotar) é muito maior que a do mineral B. Entretanto, este será também removido, em menor proporção. Se a operação se estender por tempo demasiadamente longo, a quantidade de B flotado pode vir a prejudicar o teor de A no flotado. O ensaio para se medir a cinética de flotação é o seguinte: numa célula de laboratório, inicia-se a flotação e aciona-se o cronômetro. Recolhe-se o flotado numa vasilha durante os primeiros 30 segundos. Decorrido este período, a vasilha é substituída e passa-se a recolher a espuma noutra vasilha, por mais 30 segundos. Isto é repetido até que a flotação cesse. As amostras dos diferentes flotados (e também a do deprimido) são secadas, pesadas e enviadas para análise química, para a dosagem de A e B. Com os resultados obtidos, é possível calcular as recuperações de A e B e representá-las num gráfico recuperação x tempo, como mostra a Figura 13. Nesta, A está flotando com uma cinética de primeira ordem e velocidade maior, enquanto que B flota com uma cinética de segunda ordem e velocidade menor. A massa removida de A cresce no início da flotação, diminuindo com o tempo, ao passo que a remoção de B é constante. Em consequência, aumentando-se o tempo de residência do minério na célula, de t1 para t2, as massas mA e mB flotadas aumentam dos diferenciais dA e dB. Quando se passa de t3 para t4, dA torna-se muito pequeno, enquanto que dB continua sendo significativo. Existe então um tempo de residência ótimo em que a recuperação de A é boa e a contaminação de A com B (relação de mA e mB) é aceitável. Na figura13, este tempo parece estar em torno de t2: se a flotação for interrompida em t2, a contaminação do flotado com B será muito menor que se o tempo de flotação for t3 ou t4. Se a flotação for interrompida em t1, o teor é muito bom, mas a recuperação é baixa.


O tempo de residência é, portanto, uma variável crítica para o dimensionamento e operação dos circuitos de flotação. Muitos processos de flotação podem ser controlados quanto à sua seletividade pela consideração correta do tempo de residência nos estágios rougher e cleaner, como é o caso dos carvões minerais.

7.4. CIRCUITOS DE BENEFICIAMENTO

Como em toda operação de concentração, também para a flotação é difícil obter o teor e a recuperação desejados numa única etapa. Genericamente, executa-se uma primeira flotação, chamada “rougher", onde se obtém um concentrado pobre e um rejeito que ainda contém teores dos minerais úteis. O concentrado é re-lavado numa segunda flotação, denominada "cleaner", onde é produzido um concentrado final e um rejeito de teor elevado. O rejeito rougher é repassado numa outra flotação, chamada “scavenger”, onde se obtém um rejeito muito pobre(rejeito final) e um concentrado que reúne os minerais úteis que estavam no rejeito rougher, mas que é pobre para ser considerado produto final. Tanto o rejeito cleaner como o concentrado scavenger ainda contêm minerais úteis e por isso são retornados à célula rougher. O circuito fica como mostrado na Figura 14. Eventualmente, pode ser necessário usar vários estágios de recleaning. É o caso da fluorita grau ácido, que tem teores de contaminantes (SiO2 e CaCO3) admissíveis muito baixos e por isso exige de 4 a 6 estágios de cleaning sucessivos.

O evento de uma partícula de mineral útil ao passar para o concentrado de uma operação de flotação depende do sucesso de uma série de eventos independentes: (i) a partícula deve entrar em contato com o coletor; (ii) o coletor deve adsorver sobre a superfície da partícula;


(iii) a partícula coletada deve colidir com um número de bolhas de ar suficiente para torná-la leve a ponto de flutuar; (iv) a partícula não pode desprender-se das bolhas durante o percurso ascendente; (v) a partícula deve permanecer dentro da espuma e escorrer para a calha de concentrado. Na realidade, é impossível garantir que apenas uma única máquina industrial consiga fazer todo esse trabalho. Por isso, é necessário utilizar um banco de células, de modo a aumentar a probabilidade de todos esses eventos independentes ocorrerem com sucesso. A experiência industrial mostra que diferentes minérios precisam de diferentes tamanhos mínimos de banco e esses conhecimentos são sumarizados na Tabela 5. Esta mostra os números mínimos de células encontrados na pratica industrial, para alguns minérios (Denver). A circulação da polpa dentro do conjunto de células de flotação é feita pela diferença de nível entre as diversas células, a alimentação estando num nível superior ao da descarga, de modo que os rejeitos fluem nesse sentido. Para o rejeito passar para a bancada seguinte, deve haver uma diferença de nível entre a descarga de uma bancada e a alimentação da seguinte. Já a circulação da espuma é feita por meio de calhas, como mostra a Figura 15 (a) e (b), as espumas são recolhidas numa calha e conduzidas para o estágio seguinte. Na calha, existem jatos de água que ajustam a diluição da espuma (esta tende a ser mais seca que a alimentação) e ajudam a empurrá-la calha abaixo. Entretanto, o que faz mesmo com que o movimento ocorra é a depressão que existe junto do rotor, e que aspira a espuma para dentro da célula.

Figura 15 a – Arranjo de bancos de células (vista frontal).

Figura 15 b – Arranjo de bancos de células (vista de cima).


Figura 16 – Esquema de um circuito completo de flotação.

Completando o fluxograma com as operações auxiliares mencionadas no item anterior, teremos o fluxograma mostrado na Figura 16, que consta de: (i) adensamento da alimentação, feito em ciclone desaguador; (ii) condicionamento com depressor ou ativador; (iii) condicionamento com coletor; (iv) flotações rougher, cleaner e scavenger; (v) desaguamento do concentrado em filtro a vácuo; (vi) bombeamento do rejeito para um espessador; (vii) desaguamento do rejeito por espessamento. Circuito Típico de Beneficiamento de Minério de Ferro Os minérios de ferro brasileiros se chamam itabiritos e são constituídos de hematita e quartzo, associados ainda a limonitas e argilo-minerais. A flotação dos finos resulta num produto denominado pellet feed. É uma operação barata e conveniente e fornece concentrados de excelente qualidade. A prática usual é fazer o que se chama flotação reversa, que consiste em flotar o mineral de ganga, quartzo, e deprimir o mineral de minério, hematita. Isto porque a hematita é mais abundante, o que dificulta a sua remoção na espuma - a grande quantidade de hematita na espuma arrastaria, mecanicamente, certa quantidade de quartzo. Além disso, a hematita é pesada e teria que ser moída mais finamente para poder flutuar com a espuma. A Figura 17, (Luz e Almeida, 1989), mostra o fluxograma da usina de beneficiamento da Samarco. Os autores citados usam a seguinte terminologia: "desbastadora" = rougher, "limpadora" = cleaner, "recuperadora" = scavenger. A adoção de colunas de flotação para esta operação parece ser uma tendência irreversível da indústria brasileira, como será evidenciado no capítulo de flotação em coluna.


Figura 17– Fluxograma de uma linha de processo de usina de concentração da Samarco. Circuito Típico de Beneficiamento de Fosfato Os minérios brasileiros de fosfato têm como mineral de minério a apatita e como minerais de ganga, calcita, magnetita, micas e argilas. O circuito de beneficiamento deve portanto prever a moagem até a malha de liberação (geralmente em torno de 65 malhas Tyler), a eliminação da magnetita por separação magnética e a flotação da apatita. A presença de lamas afeta significativamente a recuperação do fosfato (expressa em termos de % P205; por isso os circuitos de usinas brasileiras têm operações de deslamagem mais ou menos complexas. Também nesta usina, as colunas de flotação substituiram as células convencionais (Luz e Almeida, 1989 e Schnelrath et al., 2001). Circuito Típico de Beneficiamento de Carvão No caso especial do beneficiamento de carvão, deve-se ter em mente três aspectos de extrema importância:


(i) o beneficiamento do carvão é prioritariamente feito por métodos densitários, que são muito mais baratos que a flotação e podem manusear partículas grossas, impossíveis de serem tratadas por flotação; (ii) a operação de flotação, num circuito de beneficiamento de carvão, é uma operação auxiliar, cujo objetivo é apenas aumentar a recuperação ou, então, impedir que as frações finas não tratadas densitariamente causem poluição; (iii) o fato de ser uma mera operação auxiliar, a flotação tem que ser barata. Por tudo isso, o circuito costuma ser extremamente simples. Usualmente há apenas um estágio rougher; raramente se usa um estágio adicional. Acresce o fato de que a flotação do carvão é feita em diluições extremamente altas, o que acarreta a necessidade de um grande volume de células. Introduzir uma etapa adicional significa duplicar o volume de células (Fiscor, 1992). Finalmente, é necessário mencionar que a prática da indústria carbonífera costuma fazer por métodos gravíticos operações que poderiam ser feitas por flotação, como o caso da depiritização, que preferencialmente é feita em ciclones autógenos (water only cyclones) ou em mesas vibratórias. Circuito Típico de Beneficiamento de Sulfetos Os sulfetos metálicos têm um comportamento na flotação muito semelhante. Existem então duas técnicas operacionais para separá-los dos minerais de ganga e para separá-los entre si: (i) a flotação seletiva condiciona cada sulfeto individualmente e o flota, para depois condicionar e flotar o subsequente; (ii) a flotação bulk flota todos os sulfetos em conjunto e depois deprime seletivamente um por um. Esta segunda opção tem uma vantagem econômica, uma vez que a massa a ser tratada após a flotação bulk é muito menor, resultando uma economia considerável em equipamentos. Entretanto, nem sempre é possível utilizá-la, porque a coleta dos sulfetos pode ser tão enérgica que se torna impossível descoletá-los. Isto é especialmente verdadeiro para a blenda. Um fluxograma ilustrativo da flotação seletiva de sulfetos é apresentado em da Luz e Almeida, (1989) e Sampaio et al., (2001).

7.5. PRINCIPAIS USINAS DE FLOTAÇÃO NO BRASIL Atualmente, diversos bens minerais são concentrados por flotação no Brasil, entre esses, destaque para os minérios de ferro e fosfato, em função da quantidade processada e do número de usinas de concentração por flotação. A Tabela 6 mostra as principais usinas de flotação em operação no Brasil e o minério processado (Peres e Araújo, 2006).


7.6. INSTALAÇÕES DE BENEFICIAMENTO O dimensionamento de células e condicionadores é feito a partir do tempo de residência necessário para se obter o resultado desejado. Para medir esse tempo são feitos ensaios cinéticos ou então é feita a operação contínua em usina piloto e otimizado esse tempo. Alternativamente, podem ser usados parâmetros obtidos em ensaios descontínuos, mas para sua utilização correta é necessário introduzir fatores de escala. Para escolher condionadores, conhecida a vazão de polpa e o tempo de condicionamento, calcula-se o volume necessário. Lembrando que altura e diâmetro são iguais, fica fácil calcular o diâmetro necessário. Normalmente, o volume requerido de condicionador é calculado dividindo-se a vazão de polpa pelo tempo de condicionamento. Para escolher as células de flotação, procede-se de maneira análoga ao do condicionador, apenas lembrando que: (i) o ar ocupa volume dentro da célula, geralmente em torno de 15% do volume de polpa; (ii) os dados dos fabricantes de equipamento podem, ou não, se referir ao volume útil da célula, isto é, descontar o volume ocupado pelo rotor, estator, eixo e demais componentes. É preciso conferir em cada caso. (iii) conforme mencionado no item circuitos de beneficiamento, é necessário fornecer o número mínimo de células em cada banco para garantir a flotação completa do mineral útil. A unidade de flotação é essencialmente uma unidade de transporte de massa: recebe uma polpa de alimentação e a separa em dois ou mais produtos que são expelidos para fora do sistema ou, então, recirculados internamente. Há também a entrada de água e reagentes. O lay-out da unidade deve, portanto, procurar facilitar ao máximo a circulação desses materiais. Como as vazões de deprimido costumam ser maiores que as de espuma, é conveniente tentar escoá-las por gravidade. Por outro lado, o bombeamento de espumas é problema bastante sério, o que recomenda evitá-lo ou ao menos minimizá-lo. O desaguamento dos concentrados de flotação é feito em filtros de disco. Em muitos casos, a espuma está tão seca, que pode ser alimentada diretamente no filtro. Para materiais como o carvão, em que o transporte da espuma é especialmente difícil, é muito frequente instalar os filtros em um pavimento inferior ao da flotação, de modo que o transporte possa ser feito por gravidade. Os equipamentos são leves em sua imensa maioria, ou pelo menos os seus elementos construtivos o são, de modo que a manutenção fica facilitada e dispensa a instalação de pontes rolantes. Também a estrutura do prédio se torna bastante leve. A drenagem da usina é feita por canaletas no piso inferior. Sua inclinação deve ser de 3% para facilitar o escoamento. As canaletas devem conduzir a uma caixa de acumulação, de modo a não se perder o material derramado na usina. As unidades de preparação de reagentes também devem ser colocadas em cota superior à da unidade de flotação. A estocagem de reagente é feita geralmente em armazém separado. As quantidades necessárias para o consumo diário ou do turno são trazidas para a seção de preparação e aí diluídas. Para a execução de projetos, ou mero dimensionamento de equipamentos, é bom ter em mente as seguintes regras, já vistas ao longo do texto:


tempo de residência - quando se passar de ensaios descontínuos (batch) para escala contínua, é necessário multiplicar o tempo de residência por 2. Se o tempo de residência foi medido em circuito contínuo, como usina piloto ou industrial, mantém-se o mesmo tempo ou, então, ligeiramente menor; volume útil da célula - é usualmente de 65 a 75% do volume nominal, devido ao volume ocupado pelo rotor, estator, canos, defletores, etc. É importante ter o cuidado de verificar, de cada vez, se as informações prestadas pelo fabricante de equipamentos se referem ao volume nominal ou ao volume útil; volume de ar: varia entre 5 e 30% do volume de polpa. O valor típico, assumido sempre que não haja informações mais precisas, é de 15%; número mínimo de células por banco - cada material exige um número mínimo de células para impedir o curto-circuito do material flotável. É preciso consultar as tabelas, antes de definir o número de células da bancada; porcentagem de sólidos e nível da célula - os circuitos cleaner trabalham sempre com porcentagem de sólidos menor que o circuito rougher, para aumentar a seletividade da separação. O nível da célula é mantido sempre baixo para evitar derramamento de polpa e dar mais tempo para a espuma escorrer. O tempo de residência deve ser, pelo menos, igual ao do rougher. Não há necessidade de utilizar bancos tão longos como os do rougher. Já nas células scavenger, trabalha-se com baixa porcentagem de sólidos e o nível da célula bem alto, derramando polpa na calha de espuma; padronização das células - sempre que possível é interessante padronizar os tamanhos das células dos diversos bancos. Isto acarretará principalmente a economia de peças de reserva e facilitará o trabalho de manutenção.

7.7. REAGENTES DE FLOTAÇÃO Os reagentes de flotação são os agentes mais importantes em um processo de flotação. No estágio inicial da aplicação industrial do processo de flotação, os maiores avanços científicos e/ou tecnológicos foram no desenvolvimento de novos reagentes. No desenvolvimento de um processo de flotação, é gasto muito tempo, energia e investimento na seleção de reagentes para proporcionar uma separação mais eficaz, no sentido de concentração. Em instalações industriais, o controle na adição de reagentes é a parte mais importante do processo de flotação (Bulatovic, 2007). Uma classificação moderna dos reagentes de flotação é baseada em sua função específica no processo de flotação, sendo assim, são divididos em grupos de: coletores, espumantes e modificadores (depressores, ativadores, reguladores de pH e agentes dispersantes). O triângulo formado pelos reagentes de flotação é a base de uma pirâmide (Figura 18), que associado ao conhecimento básico, aos testes laboratoriais e as necessidades da indústria mineral, visam a recuperação mineral (Nagaraj, 2005).


Figura 18 – Triângulo dos reagentes de flotação interagindo com a mineralogia.

7.7.1. Coletores

Os coletores são surfactantes que têm uma estrutura típica composta de uma parte de natureza molecular (não iônica) e outra de natureza polar (iônica). A parte polar pode apresentar diversas funções e a parte molecular é sempre uma cadeia orgânica, de comprimento variável, podendo ser linear, ramificada e até mesmo cíclica. Em solução, os coletores têm a sua parte polar ionizada. A parte molecular (nãopolar) não é ionizável e, devido às características elétricas das ligações covalentes, tem mais afinidade pela fase gasosa que pela líquida. Havendo no sistema uma interface sólido-gás (a interface das bolhas de ar sopradas para dentro da célula), a molécula do coletor tenderá a se posicionar nessa interface, orientada de modo que a sua parte nãopolar esteja em contato com o gás e a porção iônica em contato com a água. A Figura 19 ilustra o contato bolha de ar/superfície do mineral, em um sistema com presença e ausência de um coletor. Verifica-se, que no sistema com ausência de coletor, as bolhas de ar formam um ângulo de contato (θ) pequeno com a superfície do mineral, não ocorrendo uma adsorção significativa. No sistema, com presença de um agente coletor, forma-se um ângulo de contato significativo (θ), favorecendo as condições para que ocorra a flotação do mineral (Dow, 1981).

Os coletores são distinguidos em função da sua carga iônica, podendo ser aniônicos ou catiônicos, conforme a carga elétrica do grupo polar, resultante da ionização da molécula.


Existem ainda, alguns reagentes reforçadores de coleta, classificados erroneamente como coletores não ionizáveis, sendo constituídos em sua maioria por hidrocarbonetos líquidos (diesel, óleo combustível, querosene) (Beraldo, 1983). Certos minerais como grafite, enxofre nativo, molibdenita, talco e carvões betuminosos são naturalmente hidrofóbicos. Os reagentes utilizados nestes casos são óleos minerais e derivados da destilação do carvão ou então, simplesmente meros espumantes. Uma mistura de coletores pode revelar uma ação sinérgica, de modo que o efeito da mistura é superior à soma dos efeitos de cada coletor. Óleos adicionados em mistura com o coletor (extenders) costumam reforçar a sua ação coletora ou então aumentar a seletividade. A Figura 20 mostra uma classificação geral dos coletores de flotação, em função da carga iônica da parte polar do grupo solidófilo, que é a parte da molécula que se adsorve na superfície do mineral (Bulatovic, 2007).

Os coletores aniônicos se subdividem, de acordo com a função química correspondente, em oxidrílicos e sulfidrílicos (Baltar, 2008).

7.7.2. Coletores Aniônicos Oxidrílicos

Os coletores aniônicos oxidrílicos representam a grande maioria dos coletores, mas, apenas poucos reagentes são utilizados na indútria, isto é devido principalmente à falta de uma pesquisa aplicada. Alguns coletores, como os sabões de ácidos graxos e as aminas, apresentam poder espumante, que tende a aumentar com o comprimento da cadeia não-polar. À primeira vista, esse caráter espumante pode parecer benéfico pela economia de um reagente, mas, na realidade, em muitos casos esse se revela prejudicial, pois elimina a possibilidade de se controlar a espuma, independentemente. A seguir são mostrados os principais coletores deste grupo.


- ácidos graxos e seus sabões:

- sulfatos e sulfonatos de alquila ou arila: Ácidos Graxos e seus Sabões São coletores de minerais salinos, minerais oxidados e não-metálicos. Os reagentes utilizados têm comprimento de cadeia entre 8 e 18 carbonos, pois abaixo de 8, as propriedades coletoras são muito fracas e acima de 18, a solubilidade é muito baixa. No Brasil, são amplamente usados na flotação de fosfatos e fluorita. Industrialmente usam-se óleos naturais, como por exemplo, o tall oil (que é um subproduto da fabricação da celulose), óleo de arroz, óleo de soja, óleo de mamona e óleos comestíveis brutos. Todos estes óleos são misturas de ácidos graxos; por isso, dependendo da seletividade desejada, podemos encontrar problemas. Outrossim, alguns óleos solidificam-se na estação fria, dificultando a sua dosagem e adição ao circuito industrial. O principal constituinte do tall oil é o ácido oléico. Estão presentes ainda os ácidos linolênico, linoléico e ácidos resínicos. O óleo de arroz apresenta maior teor de ácidos saturados (que são coletores mais fracos) e o seu ponto de solidificação é mais elevado. O óleo de mamona tem teor elevado de ácido resinoléico. Estes coletores trabalham em meio alcalino ou então, saponificados. A temperatura tem que ser elevada ou a solubilidade diminui muito. Na estação fria é necessário usar aquecedores ou emulsionar o coletor. A Cytec oferece a série Aero 700 promoter, que são coletores aniônicos à base de ácidos graxos puros e/ou associados a ácidos resínicos (tall oil cru, tall oil refinado) usados em circuitos alcalinos de minerais de ferro, fosfatos, fluorita e diversos óxidos e carbonatos minerais (Day). A Clariant também fornece ácidos graxos, naturais ou de síntese, possuindo uma grande variedade de reagentes desta família, como a linha do Flotinor FS-2, utilizado na flotação de fosfatos, de minerais pesados e de feldspatos (Clariant, 2000). Sulfatos e Sulfonatos de Alquila ou Arila São reagentes obtidos por sulfatação ou sulfonação de um álcool graxo ou de hidrocarbonetos de cadeia alquil ou aril. A diferença entre um sulfato e um sulfonato, diz respeito ao grupamento -OSO3H (sulfato) e –SO3H (sulfonato) conectado a cadeia carbônica (Baltar, 2008). São utilizados como coletores seletivos de minerais alcalinos terrosos, como a barita, fluorita, celestita, cianita e gipsita. Os principais produtos deste grupo são: Flotinor S-72, marcas dos sulfatos da Clariant. Maioria dos coletores da série Aero 800 promoters da Cytec.


Estes reagentes competem com os ácidos graxos nas mesmas aplicações. Podem flotar sulfetos, mas a sua eficiência é menor e o seu consumo maior que os dos xantatos. A sua grande vantagem reside no fato de que a sua dessorção é mais fácil, o que pode vir a ser conveniente em flotações coletivas. Podem também ser utilizados em circuitos ácidos. Alguns produtos têm propriedades espumantes e servem para a peptização de lamas finas. Outra grande propriedade dos sulfatos e sulfonatos é a sua grande solubilidade, inclusive em águas duras. Outros Coletores Oxidrílicos O hidroximato é um coletor utilizado na flotação de minerais cromógenos, como ferro e titânio em caulins. A Cytec dispõe dos coletores Aero 6493 e 6494. Os sulfosuccinatos e sulfosuccinamatos são coletores utilizados na flotação de minerais pesados, como ilmenita e zirconita, contido em areias de praia. A Clariant dispõe dos coletores Flotinor V2875 e Flotinor SM-35. A Cytec dispõe dos coletores Aero 830 e 845. Os derivados do ácido fosfônico e os estéres do ácido fosfórico são utilizados na flotação de minerais oxidados como a cassiterita, a ilmenita, o rutilo e o pirocloro.

7.7.3. Coletores Aniônicos Sulfidrílicos

Os coletores aniônicos sulfidrílicos, também conhecidos como tióis ou mercaptans, são compostos que contém o grupamento–SH, associado a uma molécula orgânica. Esses grupos de coletores são utilizados, principalmente, na flotação de minerais sulfetados. A seguir são mostrados os principais coletores deste grupo (Somasundaram e Moudgil, 1988).


Existem regras gerais a respeito do comportamento dos coletores: (i) a primeira delas relaciona o comprimento da cadeia molecular com a hidrofobicidade do reagente (medida pelo ângulo de contato de uma bolha de ar); (ii) a segunda é que as cadeias normais são mais fracas que as cadeias isômeras ramificadas. A Tabela 7 mostra a aplicação dessas regras para os xantatos.

A energia de adsorção do coletor aumenta no mesmo sentido. Aumentando esta energia, diminui-se a seletividade da coleta. A solubilidade diminui com o comprimento da cadeia carbônica e, via de regra, o preço do reagente aumenta. O enxofre dentro do radical polar é mais hidrofóbico que o oxigênio. Assim, para cadeias semelhantes, ao se passar do monotiocarbonato para o ditiocarbonato (xantato), o reagente passa a apresentar propriedades coletoras. Substituindo o oxigênio remanescente por outro enxofre, teremos um tritiocarbonato, que é um coletor ainda mais enérgico. Xantatos Os ditiocarbonatos ou xantatos são sais do ácido xântico, universalmente utilizados para a flotação de sulfetos e metais nativos. Podem ser empregados na flotação de alguns minerais oxidados após a sulfetação da superfície do mineral. São sais amarelos, solúveis em água e estáveis em solução. Não podem ser usados em meio ácido, pois ocorre hidrólise. Este inconveniente foi superado com a introdução de outra classe de coletores, que são os dixantatos: ROOSS-SSCOR, obtidos por oxidação dos xantatos. Os xantatos exibem maior poder coletor e maior seletividade que os ácidos graxos de mesmo comprimento de cadeia. Estas propriedades, aliadas ao seu baixo preço e à sua solubilidade em água, foram a razão do seu sucesso comercial e, do ponto de vista


histórico, contribuíram decisivamente para a implantação definitiva da flotação, como operação unitária de tratamento de minérios. O metil xantato é um coletor fraco e só coleta minerais previamente ativados. O poder coletor aumenta com o comprimento da cadeia carbônica, até o octil xantato e, a partir daí, se estabiliza. Na prática industrial, usam-se soluções diluídas a 10% e os consumos variam entre 5 e 100 g/t. Os produtos à venda, no comércio, contém misturas de xantatos diferentes e produtos da sua decomposição. A coleta dos xantatos é de terceira espécie, demandando uma reação química de cinética baixa, e, portanto o tempo de condicionamento é longo. É frequente adicioná-los no circuito de moagem, de modo a prover o tempo de contato necessário e também prover superfície fresca (não oxidada) do sulfeto, superfície essa gerada na moagem, para ser imediatamente coletada pelo reagente. A SNF Flomin oferece também a série Flomin C 3000, com destaque para o isopropil xantato de sódio e o amil xantato de potássio e a Cytec os Aero Xantatos. Mercaptans São álcoois em que o oxigênio foi substituído por um enxofre. O radical pode ser alquila ou arila e frequentemente é utilizado o sal correspondente. São coletores seletivos para sulfetos de cobre e zinco e bons coletores para minerais oxidados. O seu cheiro é desagradável, o que tem limitado o seu uso. Tiouréias O único reagente digno de menção é a difeniltiouréia (tiocarbanilida):

É excelente coletor para a galena, seletivo em relação à pirita. Deve ser adicionado no circuito de moagem, em solução de ortotoluidina, pois seu sal é pouco solúvel. A Clariant oferece o Aero 5500, que é um coletor oleoso à base de tiouréia, específico para calcopirita. Outros Coletores Sulfidrílicos Os ditiofosfatos são ésteres secundários do ácido ditiofosfórico. São líquidos de pouca solubilidade em água. Necessitam condicionamento ou então são adicionados no circuito de moagem. O seu poder coletor cresce com o aumento da porcentagem de P2S5. Tem menor poder que os xantatos e, por isto, são utilizados em quantidades ligeiramente maiores - 25 a 125g/t - e são mais afetados pelos depressores que os outros reagentes, o que pode ser muito importante em termos de flotação diferencial. Podem ser empregados em circuitos ácidos. Muitas vezes são usados em misturas com xantatos. A Clariant fornece a linha Hostaflot L, a Cytec os Aerofloat 208, 211, 238 e o Aero 25, 31, 3477, 3501, 5430, 5474 e SNF Flomin a série Flomin C 2000.


Os tionocarbamatos são coletores bastante seletivos para cobre porfirítico, minerais de cobre/molibdênio e cobre/ouro. Geralmente são utilizados em conjunto com os xantatos ou com os ditiofosfatos. A SNF Flomin disponibiliza os Flomin C 4132 e 4150, a Clariant oferece coletores oleosos da linha Hostaflot X e a Cytec o Aero 3894. O sal de sódio de MBT (mercaptobenzotiazol) em conjunto com os sais de ditiofosfato, formam um coletor muito utilizado na flotação de metais nativos como cobre, bismuto, prata, ouro e pirita aurífera. A Clariant disponibiliza o Hostaflot M-91 e a Cytec os Aero 400, 404, 407 e 412.

7.7.4. Coletores Catiônicos

Os coletores catiônicos são as aminas e seus acetatos. São coletados eletricamente por um mecanismo de primeira espécie e, em consequência, são adsorvidos e dessorvidos fácil e rapidamente. Em decorrência disso, são menos seletivos que os coletores aniônicos e mais afetados por modificadores de coleta. Sua aplicação típica é na flotação de não-metálicos, tais como o quartzo (no beneficiamento do itabirito), silicatos, aluminosilicatos e vários óxidos, talcos, micas etc. A variável operacional mais importante é o pH e depois o efeito nocivo das lamas. Aumentando o comprimento da cadeia carbônica, aumentam as propriedades coletoras e diminui a solubilidade. Minerais facilmente flotáveis usam aminas de 8 a 15 carbonos e minerais difíceis precisam de aminas de até 22 carbonos. A Clariant oferece a série Flotigam (aminas de coco, sebo, estearilamina e oleilamina). Oferece ainda aminas graxas etoxiladas que servem como emulsificantes de aminas livres. A Akzo Nobel oferece mono e diaminas a base de óleo de coco, sebo ou soja hidrogenada para flotação do quartzo em minérios de ferro. Os principais produtos são as séries Armeen, Duomac e Duomeen.

7.7.5. Espumantes

São compostos tenso-ativos heteropolares, não ionizáveis, que contém um grupo polar (OH, COOH, C=O, OSO2, e SO2OH) e uma cadeia hidrocarbônica, capazes de se adsorverem na interface água/ar. Sua função principal na flotação é reduzir a tensão superficial na interface água/ar, aumentando a resistência das bolhas, tornando-as mais dispersas e estáveis, melhorando as condições para coleta das partículas de mineral hidrofobizado (Bulatovic, 2007). Os espumantes utilizados na flotação são compostos orgânicos heteropolares, cuja estrutura é portanto parecida com a dos coletores. A diferença reside no caráter funcional do grupo polar: o radical dos coletores é quimicamente ativo e capaz – em princípio - de interagir elétrica ou quimicamente com a superfície do mineral a ser coletado. Já os espumantes têm um radical liofílico de grande afinidade pela água. Esta diferença funcional determina o comportamento dos dois grupos de reagentes: enquanto os coletores tendem a migrar para a interface sólido-gás, os espumantes se dirigem para a interface líquido-gás. As propriedades espumantes aumentam com o comprimento da cadeia não-polar até 7-8 carbonos e depois decaem, aparentemente devido à queda da


solubilidade do reagente. A solubilidade é determinada pela porção polar da molécula - em geral procura-se escolher radicais que não tenham afinidade pela superfície do mineral a flotar, para evitar interferências com a coleta. Espumantes carboxílicos e amínicos são evitados por esta razão. Como requisitos de qualidade para um bom espumante, os mesmos devem apresentar as seguintes características (Baltar, 2008): (i) não ter propriedades coletoras, isto é, não adsorver na superfície do mineral; (ii) formar bolhas estáveis, permitindo o transporte de partículas minerais e a drenagem da água; (iii) formar bolhas estáveis durante o transporte do mineral até a superfície, mas que colapsem na descarga; (iv) insensível à variação de pH e a presença de sais dissolvidos; (v) ter baixo custo e disponibilidade no mercado. Produtos Naturais Os primeiros e principais espumantes naturais usados pela indústria mineral foram o óleo de pinho e o ácido cresílico, mas, atualmente, vem sendo substituídos, na maioria dos processos de flotação, por produtos de síntese derivados do polipropileno glicol e por alcoóis de cadeia cíclica ou ramificada. O óleo de pinho é um espumante de uso tão generalizado que o seu aroma é associado à própria operação da flotação. É um produto natural contendo diversos compostos, muitos dos quais não perfeitamente identificados, com predominância de terpinóis (C10H17OH), alfa, beta e gama. É compatível com a maioria dos coletores e tem baixo preço. Tem caráter ligeiramente alcalino e é usado, de preferência, em circuitos alcalinos. O ácido cresílico é outro produto natural, e consiste principalmente numa mistura de cresóis isômeros (orto, piro e meta). Os produtos industriais são muito heterogêneos entre si e contém diferentes níveis de contaminantes e de outros compostos. O ingrediente ativo mais importante é o metacresol. Este espuma bem nas faixas de pH 3,4 a 4,7, 7,5 a 10 e acima de 11,5. Produtos de Síntese Os principais produtos de síntese usados como espumante pela indústria mineral são os alcoóis e os éteres poliglicólicos, cada qual, formador de um determinado tipo de espuma. Os álcoois formam uma espuma com uma película muito fina nas bolhas, transportam menos água e arrastam menos lamas, sendo menos estáveis e persistentes. Os éteres poliglicólicos formam espumas com uma película grossa nas bolhas, transportam mais água e arrastam mais lamas, sendo bastante estáveis e persistentes. Os alcoóis são formados por uma cadeia de hidrocarbonetos (5 a 8 carbonos) cíclica ou ramificada e uma ou mais hidroxilas. O metil-isobutil-carbinol (MIBC) é o álcool espumante mais importante em termos de aplicação e fornece uma espuma muito aberta, que permite uma boa drenagem da ganga, favorecendo, portanto a seletividade do processo.


Os éteres poliglicólicos são constituídos por glicóis de polietileno ou polipropileno e seus monoéteres, têm peso molecular médio e são produzidos por síntese. São muito solúveis em água, podendo ser diluídos durante a aplicação. Devido à sua estabilidade e baixa pressão de vapor, geralmente retornam ao circuito com a água recirculada. Os Aerofroths e os Orepreps são os espumantes cormecializados pela Cytec. Normalmente, o princípio ativo é um álcool (6 ou mais carbonos com cadeia normal ou ramificada) ou um éter poliglicólico. A Clariant oferece uma série de espumantes das marcas Flotanol e Montanol. A linha Flotanol é à base de éter de propilenogligol com vários pesos moleculares, enquanto a linha Montanol são misturas de alcoóis alifáticos ramificados, compreendendo desde o butanol até o decanol e constituídos principalmente de cetilhexanol (40 a 50%) e de hexanol e heptanol (20 a 30%). A SNF Flomin oferece também uma série de produtos espumantes, o Flomin F, que é à base de álcoois, álcoois etoxilados, poliglicóis e éteres poliglicólicos. Outro espumante usado é o trietoxibutano, de características semelhantes às do óleo de pinho, usado exclusivamente na África do Sul para a flotação de ouro. Consumo de Espumante Os níveis médios de consumo são dados a seguir. Para muitos alcoóis, o poder espumante não é persistente, de modo que se faz necessário adicioná-los, escalonadamente. ácido cresílico 100 g/t óleo de pinho 50 g/t MIBC 40 g/t Aerofroths 15 a 100 g/t

7.7.6. Reagentes Modificadores

Modificadores são reagentes orgânicos ou inorgânicos que tem por finalidade melhorar a seletividade e/ou recuperação durante a flotação. As principais funções dos modificadores incluem: o favorecimento ou inibição da ação de um coletor sobre a superfície de um mineral; a regulagem do pH da polpa mineral; a dispersão de partículas. Os reagentes modificadores são divididos em quatro classes principais: depressores, ativadores, reguladores de pH e agentes dispersantes.

7.7.6.1. Depressores

São sais metálicos utilizados para deprimir as espécies minerais presentes e, assim, tornar a coleta seletiva. O mecanismo da sua atuação depende principalmente do controle do potencial eletrocinético (potencial zeta) da superfície do mineral. Os depressores são compostos orgânicos ou inorgânicos e que são adicionados em condicionadores, antes da adição dos coletores. Os principais depressores inorgânicos são: silicato de sódio, sulfeto de sódio, dicromato de potássio, cianeto de sódio.


Também são muito usados colóides orgânicos, tais como amido, dextrina, tanino, quebracho e lignino-sulfonato.

7.7.6.2. Ativadores

São reagentes capazes de aumentar ou tornar mais seletiva a ação de um coletor, sobre a superfície do mineral que se deseja flotar. Os reagentes ativadores geralmente são sais solúveis de metais e agem modificando a superfície de um mineral, por meio da formação de composto intermediário. Os principais ativadores utilizados em processos de flotação são o sulfeto de sódio (usado na sulfetização de óxidos de cobre, chumbo e zinco) e o sulfato de cobre (usado para ativar a esfalerita).

7.7.6.3. Reguladores de pH

O pH da polpa mineral tem um papel importante e influi, de forma significativa, no processo de flotação, atuando sobre: o potencial zeta dos minerais; dissociação de coletores e outros reagentes modificadores; adsorção de cátions e anions em diversos minerais; adsorção de coletores; estado de floculação da polpa. O critério econômico é preponderante na escolha do reagente e os mais utilizados são: barrilha, soda cáustica, cal, ácido sulfúrico e, raramente, ácido clorídrico.

7.7.6.4. Dispersantes

Os dispersantes são reagentes inorgânicos ou orgânicos capazes de individualizar as partículas minerais agregadas, para posterior separação. Geralmente, os dispersantes são utilizados em processos, onde existe uma quantidade significativa de finos e/ou lamas. Os principais compostos utilizados como dispersantes de lamas em processos minerais são: o metassilicato de sódio, o metafosfato de sódio, poliacrilato de sódio e a carboxi metil celulose.

7.7.7. Outros Reagentes

Além dos coletores, moduladores e reguladores são empregadas substâncias capazes de: (i) dissolver o coletor: ácidos fortes como o ácido sulfúrico; (ii) retirar da solução cátions de metais pesados que possam interferir com a flotação - são os reagentes chamados de sequestradores - que devem fornecer compostos insolúveis do cátion indesejado. Os sais de EDTA (ácido etilenodiaminotetraácido) agem como quelantes dos íons de metais pesados. São reagentes caros.

7.8. DESENVOLVIMENTOS RECENTES Os mecanismos envolvidos na operação de flotação e descritos nos itens anteriores podem ser considerados como sendo: (i) condicionamento dos minerais com os coletores e moduladores da coleta; (ii) aeração da polpa; (iii) captura das partículas a flotar pelas bolhas de ar; (iv) separação da espuma.


Os progressos mais recentes dizem respeito à maneira de fazer a aeração da polpa. Na flotação convencional, em células mecânicas, o ar é aspirado ou soprado para dentro da célula e quebrado em um grande número de pequenas bolhas pela ação conjunta do rotor e estator. Existem duas outras maneiras de fazer essa introdução de ar no sistema: dispersão de ar - em que o ar é forçado para dentro da polpa através de placas porosas, aspersores, tubos Venturi. Conseguem-se bolhas com diâmetros de 0,5 a 0,1 mm; ar dissolvido - em que o ar dissolvido na água é desprendido pela súbita despressurização dentro da célula. A água pode ter sido previamente saturada com ar ou outro gás, para melhor desempenho. Outrossim, pode-se proceder à eletrólise da água para gerar bolhas dos gases que a compõem. As bolhas têm diâmetros de 0,03 a 0,12 mm e são geradas diretamente sobre as partículas, resultando um contato bolhapartícula mais eficiente, apesar de mais caro. As operações com ar dissolvido têm recebido grande atenção dos pesquisadores acadêmicos, mas pouca aplicação industrial. Todos os desenvolvimentos importantes têm-se dado na utilização de células pneumáticas ou de sua versão mais moderna, que é a coluna de flotação.

7.8.1. Células Pneumáticas

Estes equipamentos têm uma vantagem muito grande, que é o fato de não disporem de peças móveis. O ar é injetado para dentro da célula através de uma peça chamada aerador. Trata-se de um tubo ou placa porosa feita de bronze, vidro ou plástico sinterizado, de modo a resultarem em canais de diâmetros controlados. A célula corresponde a um tanque cilíndrico ou de seção quadrada, onde é feita a separação. A Figura 21 mostra um equipamento comercial desse tipo, a célula Flotaire desenvolvida pela Deister. Toda a agitação deve ser feita pela ação do ar injetado. Em consequência, é de se esperar maior consumo energético. Em contrapartida, as funções de aeração da polpa e separação de espuma não são afetadas pela agitação mecânica, havendo portanto condições mais favoráveis. A literatura aponta vantagens para a flotação de minérios com distribuição granulométrica muito ampla, minerais de elevada densidade e minerais frágeis.

7.6.1. Miniusina de Flotação

A miniusina de flotação instrumentada (Figura 22) da CPT – Canadian Process Technology é composta por banco de células de flotação, moinhos, condicionadores e um sistema de dispersão de reagentes. A miniusina insere uma gama de ferramentas laboratoriais, muito versáteis, que permite extrair uma quantidade máxima de informação com amostras de testemunhos de sondagem, em tempos de operação mais curtos que aqueles despendidos em unidade piloto convencional. É possível realizar testes, com quantidades reduzidas de amostras (10 a 15 kg/h), por 20 h de operação contínua. Entre outros efeitos que afetam um circuito de flotação, a recirculação de cargas e de produtos intermediários, é quantificada com um índice de confiabilidade que excede aqueles obtidos em testes padrões de flotação em circuito fechado, no qual estão inseridas as etapas de rougher/scavenger/cleaner .


Figura 21 – Célula Flotaire (Deister). No caso de uma quantidade limitada de amostra para realização dos testes de flotação, como os testemunhos de sondagem, os testes de flotação em bancada em circuito fechado (locked cycle test) eram as únicas opcões para simulação de circuitos com recirculação de cargas. Esses testes eram aplicados a circuitos simples e apresentavam grandes dificuldades em se estabelecer o estado de equilíbrio. Para resolver essas questões, a miniusina de flotação foi desenvolvida. A simplicidade operacional do circuito, com auxílio de instrumentação, permite a rapidez na execução dos ensaios, além da confiabilidade dos resultados associada à precisão nas medidas de controle de processo. O Quadro 1 mostra uma comparação entre os diversos ensaios de flotação (bancada e piloto) com a miniusina de flotação (Fragomeni, 2006).

Figura 22 – Miniusina de flotação (CPT – Canadian Process Technology).


7.6.1. "Air-sparged Hidrocyclone"

Esta operação é feita em um ciclone especial, esquematizado na Figura 23. A injeção de ar é feita através de uma parede porosa que circunda o corpo do ciclone. As bolhas (de maneira geral, de diâmetro inferior a 0,1 mm) tendem a se mover em direção ao fluxo ascendente que sai pelo vortex finder. A alimentação é introduzida tangencialmente ao ciclone. O contato das bolhas de ar com as partículas dá-se no encontro dos dois fluxos: o radial das bolhas e o circular das partículas. As condições para a colisão das partículas e bolhas são, portanto favorecidas, bem como a rejeição das partículas não coletadas, no campo centrífugo. As partículas aderidas às bolhas descarregam-se, portanto pelo overflow, e as partículas não coletadas pelo underflow.


Figura 23 – Air spairged hidrocyclone.

7.7. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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GAUDIN, A.M. Flotation. New York: McGraw Hill, 1956. GORAIN, B.K. et al., Mechanical Froth Flotation Cells. In: Froth Flotation: a century of innovation, Editores, FUERSTENAU, M.C.; JAMESON,G.; YOON, R.H. SME, part 4, Colorado, USA, 2007. LEJA, J. Surface Chemistry of Froth Flotation. Plenum Press, New York, 1982. LEAL FILHO, L. S. Concentração por Flotação. Escola Politécnica da USP, Curso de Pós-Graduação em Engenharia Mineral, São Paulo, 1995. LUZ, A.B. da, ALMEIDA, S.L.M. Manual de usinas de beneficiamento. Rio de Janeiro, CETEM/CNPq, 1989. METSO MINERALS. DR flotation machines, www.metsominerals.com, consulta em 15/07/2009. SOMASUNDARAN, P; MOUDGIL, B.M. Reagents in Mineral Technology, Surfactant Science Series, vol. 27: Marcel Dekker, New York, first edition, 1988. NAGARAJ, D.R. Reagent selection and optimization – the case for a holistic approach. Minerals Engineering, 18, 151-158,Elsevier, 2005. OUTOTEC. Flotation technologies, www.outotec.com, consulta em 15/07/2009. PERES, A.E.C.; ARAUJO, A.C. A flotação como operação unitária no tratamento de mionérios. In: Flotação: o estado da arte no Brasil, vol.4, Editor Arthur Pinto Chaves, São Paulo, Signus Editora, 2006. SAMPAIO, J.A.; CARVALHO, E.A.C.; ANDRADE, D.G. Cobre Caraíba. In: Usinas de Beneficiamento de Minérios do Brasil, Editores João A. Sampaio, Adão Benvindo da Luz e Fernando F. Lins, p. 253-261, CETEM/2001. SCHNELRATH, J; CORREIA, J.C.G; GUIMARÃES, R.C.; TEIXEIRA, S.H.A. Serrana/Mina Araxá. In: Usinas de Beneficiamento de Minérios do Brasil, Editores João A. Sampaio, Adão Benvindo da Luz e Fernando F. Lins, p. 345-357, CETEM/2001.

8. SELEÇÃO MANUAL Seleção Manual: é o método mais antigo de concentração. Através de uma inspeção visual, os minerais de interesse são manualmente resgatados do restante ou, apenas os minerais contaminantes são separados para purificar o minério original. Devido ao crescente custo da mão de obra, ela vem sendo utilizada somente em casos especiais. Atualmente a seleção de minérios segue o mesmo princípio, porém de forma mecanizada e se utilizando de uma variedade de dispositivos automáticos de detecção, identificação e separação. As propriedades mais utilizadas são as óticas (reflectância, transparência, etc.), raios X (fluorescência), recuperação de diamantes, pedras preciosas e minerais nobres.

Hino do Estado do Ceará

Poesia de Thomaz LopesMúsica de Alberto NepomucenoTerra do sol, do amor, terra da luz!Soa o clarim que tua glória conta!Terra, o teu nome a fama aos céus remontaEm clarão que seduz!Nome que brilha esplêndido luzeiroNos fulvos braços de ouro do cruzeiro!

Mudem-se em flor as pedras dos caminhos!Chuvas de prata rolem das estrelas...E despertando, deslumbrada, ao vê-lasRessoa a voz dos ninhos...Há de florar nas rosas e nos cravosRubros o sangue ardente dos escravos.Seja teu verbo a voz do coração,Verbo de paz e amor do Sul ao Norte!Ruja teu peito em luta contra a morte,Acordando a amplidão.Peito que deu alívio a quem sofriaE foi o sol iluminando o dia!

Tua jangada afoita enfune o pano!Vento feliz conduza a vela ousada!Que importa que no seu barco seja um nadaNa vastidão do oceano,Se à proa vão heróis e marinheirosE vão no peito corações guerreiros?

Se, nós te amamos, em aventuras e mágoas!Porque esse chão que embebe a água dos riosHá de florar em meses, nos estiosE bosques, pelas águas!Selvas e rios, serras e florestasBrotem no solo em rumorosas festas!Abra-se ao vento o teu pendão natalSobre as revoltas águas dos teus mares!E desfraldado diga aos céus e aos maresA vitória imortal!Que foi de sangue, em guerras leais e francas,E foi na paz da cor das hóstias brancas!

Hino Nacional

Ouviram do Ipiranga as margens plácidasDe um povo heróico o brado retumbante,E o sol da liberdade, em raios fúlgidos,Brilhou no céu da pátria nesse instante.

Se o penhor dessa igualdadeConseguimos conquistar com braço forte,Em teu seio, ó liberdade,Desafia o nosso peito a própria morte!

Ó Pátria amada,Idolatrada,Salve! Salve!

Brasil, um sonho intenso, um raio vívidoDe amor e de esperança à terra desce,Se em teu formoso céu, risonho e límpido,A imagem do Cruzeiro resplandece.

Gigante pela própria natureza,És belo, és forte, impávido colosso,E o teu futuro espelha essa grandeza.

Terra adorada,Entre outras mil,És tu, Brasil,Ó Pátria amada!Dos filhos deste solo és mãe gentil,Pátria amada,Brasil!

Deitado eternamente em berço esplêndido,Ao som do mar e à luz do céu profundo,Fulguras, ó Brasil, florão da América,Iluminado ao sol do Novo Mundo!

Do que a terra, mais garrida,Teus risonhos, lindos campos têm mais flores;"Nossos bosques têm mais vida","Nossa vida" no teu seio "mais amores."

Ó Pátria amada,Idolatrada,Salve! Salve!

Brasil, de amor eterno seja símboloO lábaro que ostentas estrelado,E diga o verde-louro dessa flâmula- "Paz no futuro e glória no passado."

Mas, se ergues da justiça a clava forte,Verás que um filho teu não foge à luta,Nem teme, quem te adora, a própria morte.

Terra adorada,Entre outras mil,És tu, Brasil,Ó Pátria amada!Dos filhos deste solo és mãe gentil,Pátria amada, Brasil!

governador - educacaoprofissional.seduc.ce.gov.br · a situação ideal para a atividade mineral é...

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