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FLOTAÇÃO DE PARTfCULAS セs@ COM MICRO-BOLHAS.
RESUMO
Silvio Girardi Morales (1)
Jaime Solari Saavedra (2)
R. J. Gochin (3)
Neste trabalho sao apresentados ・ウエオアッセ@ de flotaçao de
particulas minerais finas utilizando micro-bolhas (aprox. 50 セュ@ de ---. diâmetro), geradas por eletrólise aquosa (eletroflotaçao) •ou pela
supersaturaçao de ar dissolvido em água (flotação por ar dissolvítlo).
Testes de eletroflotação foram realizados em um sistema
continuo usando minério de cobre sulfetado finamente moido. A in
fluência da densidade de corrente e do tempo de residência da pol
pa sobre a razão de enriquecimento do concentrado foi determinada.
Estudos descontinues de flotação por ar dissolvido foram イセャゥコ。ᆳ
dos utilizando misturas sintéticas cassiterita/quartzo na presença
de um sulfosuccinamato de cadeia longa como coletor. A dependência ·
dos parâmetros de flotação e m variáveis que influem na fisico-qui
mica interfacial do sistema mineral foi também determinada.
Os resultados são discutidos em termos do potencial • de
aplicação da flotação com microbolhas nas operaç6es de beneficia -
mento de minérios. Conclui-se que a flotação com ュゥ」イッM「ッャィ。 セ@ re
presenta uma alternativa tecnicamente viável para a recuperação de
particulas finas em suspensão, e que os ーイゥョ」ゥー。セウ@ inconvenientes
que estes métodos apresentam são o processamento de baixas concen
traç6es de sólidos e altos niveis de consumo energético.
--------·--·· - ·· ------(1) Professor Depto. Eng. Minas, Univ. de Chile; 。エオ。ャュ・ョエセ@ Dept.
Mineral Resources Eng., Imperial College, Londres.
(2) Ph.D., DIC; Professor PPGEMM/UFRGS, Porto Alegre.
(3) Ph.D., DIC; Professor Dept. Mineral Resources Eng ., Imperial,
College , l ッ セ、イ・ウ N@
492
Flotation of fine particles with microbubbles.
ABSTRACT
This work presents studies on flotation of fine mineral
particles using microbubbleE (about 50 セュ@ diameter) generated by
aqueous electrolysis (electroflotation) and by supersaturation of
dissolved air in water (dissolved air flotation) .
The electroflotation tests were carried out on a conti
nues system using a finely ground copper sulphide or. . The influ
ence of current density and pulp residence time on the enrichment
of the concentrate grade was determined. Batch dissolved air flo
tation studies were carried out on cassiterite/quartz synthetic
mixtures using a long-chain sulphosuccinamate collector. The de -
pendence of flotation recovery and concentrate grade on various
parameters influencing the ゥョエ・イヲ。」ゥ。セーィケウゥ」。ャ@ chemistry of the
mineral system was also determined.
The results are discussed with a view to the potential
application of microbubble flotation in mineral processing opera
tions. It is concluded that microbubble flotation represents a エセ@
chnically viable way of recovering mineral slimes from suspension
and that the main shortcoming of these methods are the processing
of low solids concentrations and high energy consumption levels.
INTRODUCÃO.
A flotação é sem dúvida o processo mais オエゥャゥコ。セ@ mdus-
trialmente, nas operações de beneficiamento de minérios que antece
dem os processos metalúrgicos de obtenção de metais. Porém, a efi -
ciência deste processo diminui consideravelmente para as frações de
tamanho mais finas do minério (< 10-20 microns), já que estas parti
culas apresentam uma baixa taxa de recuperação e sua presença é ーイセ@
judicial para a flotação das partículas maiores (1). Este fenômeno,
geralmente, justifica a eliminação dos finos do circuito previamen
te à etapa de flotação (deslamagem). No caso de alguns minérios, ーセ@
rém, a perda dessas partículas finas pode constituir-se num prejuí
zo econômico significativo (cassiterita, fosfatos, hematita, etc).
A baixa flotabilidade das partículas finas é explicada em
termos da sua baixa probabilidade de colisão hidrodinâmica com as
bolhas de ar utilizadas na flotação convencional (- 1 mm diâmetro).
Este efeito é explicado pela tendência das partículas finas seguilxm
as linhas de fluxo criadas pela ascensão das bolhas no liquido.
Flint e Howarth (2) calcularam a eficiência de colisão de uma parti
cula de galena de 6 セュ@ diâmetro com bolhas de diâmetro 50 - 100 セュ@
e os resultados são mostrados na figura 1 junto à velocidade de as
censo destas bolhas. A figura mostra que a eficiência de colisão ・セ@
tre bolha e partícula diminui na medida que o tamanho da bolha 。セ@
ta indicando assim que partículas finas tem maior probabilidade de
serem flotadas utilizando-se bolhas pequenas. Os trabalhos de diveE
sos autores realizados sob condições ideais tendem a confirmar essa
observação (3) .
vários processes tem sido estudados para a recuperação de
partículas finas (1) (4), mas a possibilidade de se utilizar bolhas
de ar de tamanho sensivelmente menor do que na flotação convencio
nal parece não ter sido estudada sistematicamente,devido à dificul
dade de variar este parâmetro nas operações de flotação convencia -
nal. Entre os estudos que existem cita-se os experimentos em regime
"batch" de eletroflotação realizados na URSS (5) e no Reino Unido
494
(6) e os ・クー・イ ゥ ュ」 ョ セッウ@ de ヲャッエFセ、ッ@ por ar dissolvido (FAD f desenvol
vidos recent.L!•.V.L te em Londres (7) (8). Ambos o s processos, a ・ャ・エイセ@
flotação e a FAD. ; ,presentam a característica da utilização de bo
lhas de tamanho rücro scópico (40-50 micronsj para a captura das par
tículas e encontram ampla aplicação no tratame nto de efluentes in -
dustriais.
O objetivo do presente trabalho é apresentar os resultados
obtidos por eletroflotação de minério sulfetado de cobre em regime
contínuo, e por testes "batch" de flotação por ar dissolvido ,. com
misturas sintéticas cassiterita/quartzo. A ênfase dada aos testes
de FAD esteve focalizada na caracterização da influência de parâme
tros físico-químico superficiais da mistura mineral sobre a adesão
das micro-bolhas às partículas d e cassiterita. Os estudos de eletro
flotação representam uma primeira aproximação à montagem e identif!
cação dos fatores críticos no processo contínuo com a perspectiva
de sua posterior otimização. Também são discutidas as característi
cas gerais da flotação de partículas finas por micro-bolhas e as
perspectivas de utilização industrial dos processos no beneficiamen
to de minérios.
mセtodos@ EXPERIMENTAIS.
Flotação セ M 。イ@ dissolvido. A formação de micro-bolhas ッ」ッセ@
re neste sistema como produto da sobresaturação de água saturada
com ar a pressões elev0.das (2-5 kg/cm2). O pro cedimento consiste em
dissolver o ar na água contida em um saturador sob pressão e logo
injetar a água a pressão atmosféri ca , atravé s de uma válvula, no tan
que contendo os sólidos que se deseja flo t.ar. Quando a pressão no
fluxo de água saturada é reduzida, o J.l cplido fica sobresaturado e o
ar em excesso é liberado sob a forma de pequenas bolhas (50-lOO mí
crons de diâmetro) que aderem-se à fase em suspensão flotando-a à
superfície.
495
A FAD tem encontrado crescentes aplicações como processo de
separaçao sólido/líquido no tratamento de efluentes industriais. Uma
revisão dos princípios fundamentais e aplicações industriais do ーイセ@
cesso tem sido publicada recentemente (9).
Experimentos de FAD de partículas minerais finas foram rea
lizadas no Departamento de Tecnologia Mineral do Imperial College
utilizando misturas cassiterita/quartzo. A cassiterita correspondeu
a uma amostra de alta pureza (94% Sno2 l proveniente da Nigéria, Âfr!
ca sendo que o quartzo provinha do Brasil e era uma amostra de ーオイセ@
za maior do que 99,95%. A distribuição de tamanho das 。ュッウセイ。ウ@ uti
lizadas foi determinada em um contador de partículas Coulter Counter
e para a cassiterita correspondeu a 100% em peso abaixo de 30 mí
crons, 50% abaixo de 4.4 mícrons. Para o quartzo a análise deu 100%
abaixo de 43 mícrons e 50% abaixo lO mícrons. O coletor empregado
foi o Aeropromoter 845 (fornecido pela Cyanamid Co) que é uma solu
ção de 35% tetrasódio octadecil sulfosuccinamato, um tensoativo aniô
nico de cadeia longa.
Os testes de flotação foram feitos num aparelho de flotação
por ar dissolvido que se mostra esquematicamente na figura 2. Ele
consiste, fundamentalmente, de um saturador de 3 セ@ onde o ar é dis
solvido em água a alta pressão, e uma célula de flotação de 1.2 セ」セ@
nectados através de um tubo contendo a válvula redutora da pressão
(uma placa com um orifício de 1 mm de diâmetro) . O procedimento ex
perimental empregado foi o seguinte: os sólidos foram dispersos na
célula (1 セ@ água) na presença do coletor ao pH da água (pH 5,5); lo
go o pH foi ajustado ao valor requerido e a suspensão submetida a
5 minutos de agitação rápida (400 rpm) seguido de 10 minutos de ag!
tação lenta (150 rpm). Ao final deste período, 100 ml de água satu
rada com ar a 377 kPa (3.7 kg/cm2 pressão absoluta) foram injetados
na célula (com agitação de 50 rpm). Determinou-se fotográficamente
que após a injeção sob estas condições formam-se bolhas de 50 mí
crons de diâmetro médio. Após 4 minutos de flotação, a agitação foi
desligada e nos próximos 2 minutos o produto flotado foi recuperado
496
por cifonagem, secado, pesado e o conteúdo de estanho determinado
usando-se o método de Bowman (10). As suspensões usadas na flota -
ção continham 0.5g de cassiterita de 4.5g de quartzo (teor da ali
mentação: 7.38% Sn).
Eletroflotação. A geração de bolha de gás ocorre neste ーイセ@
cesso como conseqüéncia da dissociação eletrolítica da água quando
se faz passar urna corrente contínua através de um sistema de ele -
trodos submersos no líquido. Os íons H+ e OH- migram até o eletro
do correspondente formando moléculas de hidrogénio e oxigénio que
escapam sob a forma de pequenas bolhas de gás até a superfície do
líquido. O tamanho das bolhas produzidas é, basicamente, uma fun
ção da densidade de corrente sendo esta da ordem de 20-40 mícrons
de diâmetro para densidades de corrente entre 5-50 A/dm2
(11). Ou
tros fatores que influem na distribuição de tamanho das micro-bo -
lhas estão relacionadas com as características físicas e químicas
do eletrodo.
A eletroflotação tem sido aplicada em escala industrial no
tratamento de efluentes industriais onde tem demonstrado ser 」ッューセ@
titiva em termos de custo com a FAD. As perspectivas da utilização
da eletroflotação no tratamento de minérios, assim como os funda -
mentos do processo, tem sido discutidos por Hogan et al (11) e por
Glembostky et al (5).
Experimentos de eletroflotação de minerais em regime contí
nuo foram realizados no Departamento de Minas, Univ. de Chile, iセ@
que, utilizando-se o minério sulfetado de cobre de El Salvador
Chile. Este minério contém calcosita, calcopirita, bornita e cove
lita com um teor médio de 1% de Cu. A ganga é constituída por pir!
ta, quartzo e feldespatos. A amostra utilizada correspondeu ao mi
nério de alimentação da planta de beneficiamento, moído a 95% aba!
xo de 44 mícrons. Na flotação utilizou-se uma polpa de 10% sólidos
em peso e o coletor, espumante e modificador empregados na planta
セッョ」・ョエイ。、ッイ。@ de El Salvador (Minerec Z200 e Zll, NaOH).
497
Um diagrama esquemático do aparelho utilizado nos te&..: ... 」ッセ@
tínuos de eletroflotação é apresentado na figura 3. A célula de flQ
tação tinha uma capacidade de 2350 cm3 e estava dotada de eletrodos
de grafite de 48 cm2 de área, sendo a voltagem na célula de 12 volts.
Foram testados vários tipos de eletrodos (Cu, Fe, Al-Ni, C e · combi
nações destes}, sendo escolhido o grafite, embora não 。ーイ・セセエ。ウウ・@
o melhor rendimento em termos de produção de bolhas, pelo fato de
que sua corrosão não alterava as características físico-químicas da
polpa.
O procedimento experimental envolvia o acondicionamento da
polpa a pH 12 e a adição dos reagentes no tanque principal seguido
de sua injeção na célula de eletroflotação. O tempo de residência
médio na célula Cãl era variado através da válvula de controle do
fluxo de alimentação. A polpa era alimentada em contracorrente ao
fluxo das micro-bolhas na célula e portanto na ausência de agitação
mecânica.
RESULTADOS.
Flotação por ar dissolvido. O efeito do pH sobre a FAD de
cassiterita é apresentado na figura 4 em termos do teor do concen -
trado e da recuperação de estanho. Observa-se que um aumento do pH
a valores perto do ponto isoelétrico (p . i.e.} da cassiterita (pH4.3;
ref. (8)) teve um efeito negativo sobre a recuperação, prova'; ·lmen
te devido a baixa adsorção de coletor. Por outro lado, para v , . J.ores
do pH na região do p.i.e. do quartzo a FAD deu altas recuperaç ões ,
mas a seletividade foi baixa. Estas tendências foram confirmadas com
testes feitos a pH 2.0, 3.0 e 4.0 em função da concentração do 」ッャセ@
tor. Os resultados obtidos para pH 3.0 (figura 5) indicaram que ・クゥセ@
te um intervalo de concentrações de coletor que resulta em uma イ・」セ@
peração Ótima de cassiterita, e que excessos de coletor deprimem a
flotação do minex·al. Estudos de 。、ウッセ@ cb coletor na cassiterita ュッセ@
traram que a altas concentrações os íons sulfosuccinamato se adsor
vem formando um.- セ [N M」。ュ。、。@ molecular que confere características hi
drofílicas à sup , i cie da L セ 。ウウゥエ・イゥエ。@ (.8).
m セヲ Z@
O efeito da adição de óleos na flotação com micro-bolhas foi
testado usando-se querosene emulsificado em soluções de A845 para
várias razões de concentração coletor/Óleo. Os resultados de testes
feitos com emulsÕes 1:8 coletor/óleo HVュァOセ@ A845} em função do pH
mostraram que a adição do Óleo resultou em um aumento geral da recu
peração da cassiterita na faixa de pH 2-4 embora a seletividade das
separações não aumentou significativamente (figura 6).
O efeito da concentração do querosene na flotação foi estu
dado a 4 e 8 ュァOセ@ de A845 (figura 7). Para 4 ュァOセ@ de A845 a recupe-
raçao do estanho aumentou com a concentração do óleo até um certo
valor (32 ュァOセ@ querosene} e logo permaneceu constante. Por outro Qセ@
do, o teor do concentrado aumentou somente em concentrações com ex
cesso de 32 ュァOセ@ atingindo 36,6% Sn para 120 ュァOセ@ querosene (razão
de enriquecimento :51. Para a concentração mais alta HXュァOセ@ A845)
um excesso na proporção de Óleo na emulsão produziu um decréscimo
na recuperação de estanho até 60%, enquanto a seletividade aumentou
levemente.
A influência do ion fluoreto na flotação da cassiterita foi
testada já que este ion tem sido utilizado em várias separações mi
nerais como modificador para o quartzo (12}. Os testes foram condu
zidos a pH 3.0 c. tilizando-se fluoreto de sódio (NaF) o qual foi adi
cionado セウ@ suspensões previamente ao coletor. Os resultados obtidos
(figura 8} mostram que o efeito geral do fluoreto de sódio foi au
mentar o teor do produto flotado, mas às custas da recuperação de
estanho. As curvas também indicam que este efeito foi mais drástico
na ausência do óleo. Quando a concentração do Óleo na emulsão foi
aumentada (Tabela I) a açao depressora do fluoreto sobre a イ・」オー・イセ@
ção da cassiterita pode ser equilibrada dando ao mesmo tempo um 」ッセ@centrado de alto teor de estanho. Uma comparação com os teores obti
dos na ausência do fluoreto de sódio demonstra o papel do ュッ、ゥヲゥ」。セ@
dor em aumentar a seletividade da separaÇão cassiterita/quartzo pe
la FAD.
499
Tabela I. Efeito do fluoreto de セセ@ セ@ FAD de
suspensões cassiterita/quartzo セeAA@ 3.0.
Sem NaF Com 40 mg/1 NaF
Recuperação Teor Recuperação Teor Emulsões
(% Sn) (% Sn) (% Sn) (% Sn)
4.0 mg/1 A845 +
- 32 mg/1 óleo 73.5 14.2 43.9 29.2
- 60 mg/1 óleo 74.7 21.8 71.0 31.7
8.0 mg/1 A845
- 64 mg/1 óleo 77.2 22.0 65.6 41.7
Os estudos apresentados neste trabalho mostram que イ・」オー・イセ@
ções de finos de cassiterita da ordem 75-80% podem ser obtidas em
pregando-se uma etapa de flotação por ar dissolvido. A influênciada
introdução de uma segunda etapa de flotação foi determinada para ッセ@
servar possíveis efeitos sobre a recuperação e seletividade. A se
gunda etapa (cleaner) foi simulada redispersando e reflotando o 」ッセ@
centrado obtido num teste de flotação prévio. As condições experi -
mentais e os resultados obtidos foram os seguintes:
-Primeira l'rougher') etapa: pH 3,0; emulsão 1:8 ャVュァO セ@ A8451; 20
ュァ Oセ@ NaF; procedimento exp. normal.
Recuperação: 74.7%; teor: 14.6% Sn.
-Segunda l'cleaner') etapa: pH 4.0-5.0 (.sem adição de ácido); sem
adição de coletor; concentrado'rougher'
dispersado em 1 água durante 4 minu
tos a 100 rpm. Recuperação (total) :
64,2%; teor: 58,8% Sn.
Assim, se os finos são processados em duas etapas de FAD obtém - se
um concentrado final de teor 60% Sn com uma recuperação de 64% do
500
estanho. A recuperação obtida na etapa 'cleaner' pode ser estimada
em aproximadamente 86%. Note-se que os agregados de cassiterita for
rnados na primeira etapa não precisaram de outra adição de coletor
para flotar na segunda etapa.
Experimentos foram feitos com concentrações de sólidos maio
res utilizando suspensões de 2.5% de sólidos, cujo teor de alimenta
çao foi diminuído a 1.48% Sn para manter constante a concentraçãode
partículas de cassiterita em suspensão (0.5 g cassiterita + 24.5 g
quartzo/litro de suspensão), Os melhores resultados foram obtidos a
pH 3.0 utilizando uma emulsão 1:8 coletor/ôleo e 40 ュァOセ@ de fluore
to de sódio. Embora a seletividade da separaçào tenha sido alta cイセ@
zoes de enriquecimento ao redor de 10; razào de enriquecimento
teor Sn no concentrado/ teor Sn na alimentaçàol os níveis de recupe
ração obtidos não foram aceitáveis tratando..,.se de uma primeira ('ro:!:l.
gher') etapa de flotação (menores do que 40%).
Eletroflotação. A figura 9 apresenta os resultados obtidos
na eletroflotação continua de minério sulfetado de cobre em funçào
da densidade de corrente aplicada, Estes resultados sào correlacio
nados na figura com medições da taxa de ascensão das イョゥ」イッM「ッセ@ ァセ@
radas eletrolíticarnente obtidos por autores soviéticos Cl3l e publ.!_
c adas por Hogat, et al ( lll. Tendo em vista que a taxa de ascensào é
basicamente funçào do diâmetro da bolha é provâvel que a forma da
curva da razão de enriquecimento esteja relacionada com um tamanho
étimo de bolha, tal como têm sido p_ostulado por Flint e Howard (2).
Outro fator importante a considerar é a menor quantidade de micro -
-bolhas produzidas quando se utilizam baixos valores de densidade de
corrente. (11}
A figura 10 mostra o efeito do tempo de residência médio da
polpa Cãl sobre a razào de enriquecimento do concentrado utilizando
-se urna densidade de corrente de 2.5 A/ dm2
. Observa-se que a razao
de enriquecimento aumentou exponencialmente com o tempo de residên
cia da polpa na célula de eletroflotação. Isso é consistente com um
501
modelo cinético que supõe a eletroflotação ocorrendo sob condições
de fluxo "pistão" (14). Supondo um diâmetro médio de 40 mícrons ーセ@
ra as bolhas geradas na célula e sua ascensão livre em regime de
Stokes, pode-se calcular um tempo de residéncia médio das bolhasde
gás de aproximadamente 3 minutos na célula. Assim, explica-se qua
litativamente o aumento da seletividade observado para vアセqU・ウ」イセ@
centes de e devido a uma maior probabilidade de captura das partí
culas pelas micro-bolhas.
As razões de enriquecimento obtidas (aprox.4) foram compa
ráveis àquelas reportadas por outros autores em testes de eletro -
flotação contínuos (5) e descontínuos (6). Note-se que neste estu
do não foram otimizados as variáveis físico-químicas do processo ,
nem foi praticada a separação dos gases eletrolíticos, fato que tem
trazido benefícios à eletroflotação de sulfetos (5).
DISCUSSÃO E CONCLUSÕES.
Os resultados apresentados neste trabalho permitem concluir
que a utilização de micro-bolhas favorece a recuperação de ー。イエ■」セ@
las minerais que seriam normalmente rejeitadas em uma planta de
flotação convencional. Os testes realizados por flotação por ar 、ゥセ@
solvido permitiram estabelecer que os reagentes utilizados (cole -
tor, modificador, óleo) intervêm no processo de adesão partícula -
micro-bolha de maneira semelhante a sua ação na flotação com bo
lhas de tamanho convencional. Outrossim, efeitos específicos decoE
rentes do pequeno tamanho das micro-bolhas tem sido detectados (8)
e dizem relação com interações repulsivas de tipo eletrostático en
tre partículas e bolhas a concentrações altas de coletor.
Por outro lado, os testes contínuos de eletroflot:êç<D indicaram a
existência provável de um tamanho étimo de bolha para a recupera -
ção dos finos e a relevância do fator tempo de residência na otimi
zação do processo.
Os fatores negativos mais importantes que mostraram estes
experimentos na perspectiva da aplicação da flotação por micro-bo-
502
lhas ao tratamento de minérios foram as baixas concentrações de só
lidos susceptíveis de serem tratadas eficientemente por estes pro -
cessas e o consumo energético necessário para sua operação.
Quanto ao primeiro fator, os testes de FAD mostraram que a
eficiência do processo diminui para concentrações da ordem de 2,5 %
de sólidos e o efeito negativo desta variável é também sustentado
por testes utilizando FAD como processo de separação sólido/líquido
(9). No caso da eletroflotação, testes descontínuos (6) tem demons
trado que a _.concentração de sólidos ótima depende da altura da 」←ャセ@
la sendo possível tratar suspensões de 30% de sólidos em células de
12cm de altura com razões de enriquecimento da ordem de 4. Porém
testes de eletroflotação em regime contínuo (5) ュッウエセ。ュ@ que altas
eficiências são obtidas somente a baixas concentrações de sólidos
(1.5-1.7%). A limitação destes processos para tratar polpas com 」ッセ@
teúdos de sólidos similares as encontradas na flotação convencionaL
aparentemente decorre do menor conteúdo gasoso por unidade de volu
me da célula ("hold-up" gasoso) predominante nesses processos (aprox.
3% na FAD e na eletroflotação comparado com 20% na flotação conven
cional) . Uma maneira de aumentar a capacidade de tratamento de ュ。ゥセ@
res concentrações de sólidos em FAD aplicada a separações sólido/!!
quido consiste na agregação das partículas em suspensão em agrega -
dos maiores mediante o uso de agentes floculantes poliméricos (15).
Em operações de tratamento de minérios a agregação necessária para
aumentar a capacidade de tratamento deve ser seletiva e ela podeser
obtida mediante a ação do próprio coletor (8) ou através da adição
de Óleos (como mostram os resultados obtidos com querosene neste エイセ@
balho) ou de polímeros de alto peso molecular (16). Obviamente, vi
sa-se também a necessidade de aumentar o conteúdo gasoso por volume
de célula nos processos geradores de micro-bolhas.
As baixas capacidades de tratamento obtidas para flotação
por micro-bolhas resultam em altos consumos de energia por tonelada
de material concentrado. Assim, Hogan et al (6) calcularam o consu
' .10 de energia em testes descontínuos de eletroflotação em 73kwh/ton
de concentrado para uma polpa de 30% sólidos. Para o caso dos tes-
503
tes contínuos apresentados neste trabalho o consumo de ener ,,,
estimado em aproximadamente 100 kwh/ton de concentrado. Estes カオャ セ@
res devem ser comparados com consumos da ordem 1-3 kwh/ton de con
centrado para máquinas industriais de flotação convencional (17).
Com respeito ao consumo energético da FAD somente existem dados イセ@
lativos a sua utilização em tratamento de efluentes industriais (lm
e os cálculos feitos a partir desses dados indicam valores da or
dem de 40-200 kwh/ton de material flotado. Foi observado que os ュセ@
nores consumos de energia foram obtidos para aquelas plantas de
FAD que processam maior tonelagem de sólidos por dia.
Porém, o alto consumo de energia nestes processos não é ウセ@
mente função da baixa capacidade de tratamento senão também do ta
manho da bolha produzida. ou seja, a produção de micro-bolhas re
quer uma maior demanda energética do que a geração de bolhas de エセ@
manho superior, analogamente ao アオ・セ@ nacominuição dos minérios
para produzir partículas menores. Portanto, não parece justificada
uma comparação direta da energia consumida por unidade de produto
entre a flotação convencional e os processos que utilizam micro-bo
lhas sem antes discriminar na qualidade da bolha produzida pelo
processo respectivo. o outro fator a considerar na comparação ・ョ・セ@
gética seria a granulometria da alimentação, pois o consumo ・ョ・イァセ@
tico na flotação convencional refere-se a um produto cuja distri -
buição de tamanho é mais grossa do que as partículas finas a serem
flotadas pelas micro-bolhas. Um parâmetro talvez mais 」ッョカ・ ョ Iセ ョエ・@
para comparar o consumo energético na flotação seriam kwh/tor. x m2
em que os m2
referem-se a área interfacial liquido/gás produzida e
as ton a toneladas de concentrado de idêntica granulometria.
O fator mais importante a considerar, porém, é que ー。イエゥ」セ@
las finas precisam de bolhas pequenas i.é., uma grande área inter
facial liquido-gás para ser recuperadas por flotação e portanto, os
fatores energéticos e económicos envolvidos na utilização da FAD
ou da eletroflotação devem ser avaliados considerando processos a!
ternativos â fl n tação, como por exemplo floculação seletiva, ヲ ャッエセ@
ção por bolhas , (.3 óleo, extração liquido-liquido, etc. Em fu nção
504
de uma avaliação ;r.0i. s completa da viabilidade comercial da flotação
por micro-bvJ.L a !-' no tratamento de partículas finas seria preciso
otimizar estes processos em um circuito continuo, pre ferentemente ã
escala piloto. Porém, uma projeção dos resultados obtidos até agóra
tanto por eletroflotação quanto por flotação por ar dissolvido, in
dicam que sua utilização será sempre como um sub-processo no benefi
ciamento global de um minério.
AGRADECIMENTO.
Nossos agradecimentos a Tânia セカゥャ。@ e Sônia Bencke, estagi!
rias do Laboratório de Tecnologia Mineral do PPGEMM, pela sua ajuda
na correção do manuscrito original.
BIBLIOGRAFIA.
1. TRAHAR, W.J. e WARREN, L.J., The floatability of very fine part!
eles, Int. J. Min. Proc., _l, 1976, 103-131.
2. FLINT, L.R., e HOWARTH, 1-l.J., The collision efficiency of small
particles with spherical air bubbles, Chem. Engng. Sei., 26,
1971, 1155-1168.
3. JAMESON, G.J., NAM, S., Y MOO YOUNG, M., Physical factors affec
ting recovery rates in flotation, Min s・ゥセNセᄋ@ 1977, 103-
-118.
4. FUERSTENAU, D.W., Fine particle f1otation, Proc. Fine Partic1e
Processing Symposium, Las Vegas, I, 1980, 669-705.
5. GLEMBOTSKY, V.A., MAMAKOV, A.A., ROMANOV, A.M., e NENNO, V.E.,
Selective separation of fine ュ ゥ セ・ イ 。 ャ@ slimes using the method
of electric flotation, XI Int. Mi n . Proc. Congress, Cagliari,
1975' 561-582.
6. HOGAN, P., KUHN, A.T., e TURNER, J.F., Electroflotation studies
based on cassiterite ores, Trans. I.M.M., セN@ 1979, C83-87.
505
7. URBAN, M.R., Aspects of bubble formation in dissolved air flota
tion, Tese de Doutorado, University of London, 1978.
8. SOLAR! SAAVEDRA, J.A., Selective dissolved air flotation of f i ne
mineral particles, Tese de Doutorado, University of London
1980.
9. SOLAR! SAAVEDFA, J.A., Avanços recentes no tratamento de efluen
tes por flotação a ar dissolvido, Eng. Sanitária, 20 (3) ,1981.
10. BOWMAN, J.A., The determination of tin in tin ores and concentr9
tes by atomic absorption spectrophotometry in the nitrous oxi
de-acetylene flame, Anal. Chim. Acta, 42, 1968, 285-291.
11. HOGAN, P. KUHN A.T. e WILLS B.A., Electroflotation - review and
future prospects in mineral separations. Camborne Sch. Mines
J., 76,1976,48-54.
12. SMITH, R.W. e AKHTAR, S., Cationic flotation of oxide s and sili
cates, em Flotation. A.M. Gaudin Memorial Volume', ed.
Fuerstenau, M.C., !• 1976, 87-116.
13. KARYAKIN, V.V. et al. Elektron. Obrab. Mater,, 1970 (6) 1 57,
14. GOCHIN, R.J. Flotation. em "Solid/Liquid Separation", ed. Svarosky,
L., London, 1981.
15. AVILA, T., Bencke, S., KUAJARA, O. , SOLAR! SAAVEDRA, J,A, e RUBI.O,
J., Tratamento de efluentes da indústria metalúrgica. ri, Pre
cipitação e flotação de soluções de cromo(VIl. XI Congresso
Brasileiro de Engenharia Sanitária e Meio Ambiente, Fortaleza,
Novembro 1981.
16. RUBlO, J., e KITCHENER, J.A., New basis for selective floccula
tion of slimes, セ M l:.M.M. LセL@ 1977, C97-100.
17. ARBITER, N. e HARRIS, C.C. Flotation machines. Em Froth flotation
50th anniversary volume Fuerstenau D.W. ed. (New York: AIME ,
1962) 1 347-64 o
18. BIESINGER, M.G., VINING, T.S., and SHELL, セNlNL@ iョ、オウエイゥセャ@ ezpe
rience with dissolved air flotation, Proc. 29th. Waste Conf.,
Engng. Bull. Purdie University, Ext, Ser. No. 145 1 I, 1974.
506
I セ@.B l1l 'll
,iiJ c.r
§ セ@
セ@
セ@·ri
] &;
E c
0,7 イMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMセ@
0,6
0,5
O,
O,
0,1
o 60
/'
/ /
/ /
/
/ /
/ /
/
/ /
/ / ,10
/ / ,08
/ ,06
0,04
0,02
70 80 90 100
Diametro da bolha ( \lffi)
Figura l. Eficiência de oolisão セ@ de \.lll'a partícula de ga1ena (.§_ \litl diam.)
セ@ Ultl3. bolha ascendendoª' velocidade irrliccrla, セ@ Flint
and Howarth ( 2 ) •
507
ar -
. saturador I I I ,•
o
• • o
aparelho redutor da pressão
célula de flotação
"baffles"
Figura 2 . Sist:.ena desa:>ntínuo de flotação セ。イ@ dissolvido.
508
----- "overflcw" do concentrado
_____ alimentação da polpa
suporte rróvel do anodo
IL....I;::===::::;;;;J.a;·------ ânodo
セ]]]]]]]]]]]]]]]]セセMMMMMMMMMMMMMMM」セエッ、ッ@
Célula de eletrotlotação
célula de eletroflotação
tanque de polpa
alimentação
eletrodos reostato
rejeito
bomba
ral
Figura 3. Sistema oont{nuo セ@ célula セ@ eletroflotação.
509
100
セ@6 TIB/i A845 QRec.
ャセGB G@e Teor 40
_. '2 ()...__ -'"' 30 Ul 60
セ@
.2
I T P セ@ "''
,... セ R P@
"1---- セ@ ------------1-l'• o i i i
2, 0 2, 5 3,0 3,5 4,0 !=H
Figura 4 . Ef e i to do J2!! sd:>r e セ@ FAD de cassiterita.
100 Teor
pH 3,0 e Rec . (% Sn)
o TeoJ: 80 40
ti "" 60 • 30.
.2 11" flL 40
セ@20.
20 10. - -- --- - - - - - - - ------ - - - - Mセ@ 7. 4
o..__ ___ - ----.----.----....---..J 2 4 6 8 cone, A845 (TIB/i)
Fi gura 5. Ef eito da concentraç,Õ.o de co1et or s obre a FAD cj・・。sウゥt・セーh@ J.o-:- --- ----
510
-;:: {fj
セ@
セセ@f6 H
f
100
·Teor
80
60
40
20
6nç/1 A845
O teor
• recuperação
MMMMMMMMMMMMMMMMMMMMセMMMMMMMM
pH.
Figura 6. Efeito do E!! scbre セ@ FAD セ@ -cassiterita セーイ・ウ・ョ。@
de uma enulsão ·A84'5/querosene: 1/8.
511
(% Snt
40
30
20.
10 7.4
セ@セ@
ᄋセ@
i &
セ@セ@
,2
J
ャooイMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMMセ@
pH 3.0
80
60
40 ..Q li' --.r
20
o
Cone. A845 Rec. Teor
4 rrq/R. o •
8 rrq/R. e Q
40 80 120 160 200 240
Cone. querosene (rrg/R.)
Figura 7. Efeito da concentração de querosene sobre セ@ FAD
de cassiterita セーイ・ウ・ョ。@ de duas concentrações
de coletor.
100 r------------------,
80
emulsão 1:8, 4rrq/R. A845
セOrN@ A845
Rec. Teor o e . セ@
pH 3.0
Teor
(% Sn)
40
30
20
lO
Teor
(% Sn)
40
30
20
lO
o 20 40 60 8 100 NaF (rrq/R. l
Figura 8. セ@ da concentração de flu:>reto de sódio sd:lre セ@ セ@
de cassiterita ョ。セセ@ ausência de querosene.
512
5 r-----------------------------------------,15
4
3
2
taxa de ascensao (cm/ min)
13
12
ll
1 w
5
4
1
1 2 3 4 5 densidade 2
de =rrente (A/drn ) Figura 9 . Efeito_ da densidade de =rrente soore セ@ e1etroflotação
de minerio de cobre e a セ@ de ascensao das bolhas Tref. 13). --------- -----
o
Figura 10.
pH 12
2.5 A/clrn2
• •
•
•
5 lO 15 20 25 Terrpo de
residência (min) Efeito do セ@ de residência soore a e1etroflotação de minério de od:lre. --- -
513