[pt] Neste trabalho são apresentados os resultados da caracterização mineralógica de uma amostra de minério de ouro da RPM – Kinross, que teve como objetivo principal, identificar os minerais portadores de titânio e avaliar o espectro de liberação dos minerais de interesse. A metodologia empregada compreendeu a realização de análises granulométricas, separações em meio denso e magnética. Os estudos mineralógicos foram realizados por meio da difratometria de raios X (DRX), microscopia ótica e microscopia eletrônica de varredura (MEV) por meio do sistema Mineral Liberation Analyzer – MLA. Os produtos obtidos foram submetidos à análise química por espectrometria de fluorescência de raios X (FRX). As análises químicas indicaram que a amostra estava constituída essencialmente por SiO2 (66,4%), Al2O3 (14,2%), Fe2O3 (7,22%) e TiO2 (1%). Visando avaliar o espectro de liberação dos minerais portadores de titânio, o estudo foi focado em seis faixas granulométricas (-300+212; -212+150; - 150+104; -104+74; -74+53; e -53+37um). Cerca de 20% do material de todas as frações foi constituída por material afundado (meio denso), sendo composto principalmente de SiO2 (35%), Fe2O3 (30%), Al2O3 (>7%) e TiO2 (<5%). A fração flutuada é composta em sua maioria de SiO2 e Al2O3. As análises de DRX da fração afundada indicaram a presença de ilmenita, anatásio e rutilo. As frações afundadas foram submetidas à separação magnética no separador Frantz em diferentes intensidades de corrente (0,3 até 1,75A), através desta operação se concentrou até 8% em massa de TiO2 na fração -104+74um e a 0,5A. As frações afundadas foram submetidas a estudos sistemáticos no MEV com o sistema MLA, confirmando a presença de ilmenita, anatásio e rutilo como os minerais portadores de titânio. A liberação completa dos minerais carreadores de titânio foi aproximadamente de 1% em massa, já a ganga liberou-se mais de 90% em massa. A partir dos resultados obtidos se observou que é possível concentrar o TiO2 contido no minério. / [en] This work presents studies in Minerals Characterization of gold ore sample from RPM-Kinross with objective to identify their titanium-bearing minerals and to assess its behavior in different size fraction (spectrum release). The methodology involved particle size analysis and minerals separation (separation in dense medium and magnetic separation), followed of mineralogical studies by XRay Diffraction, Optical Microscopy and Scanning Electron Microscopy (SEM) by using the Mineral Liberation Analyzer-MLA. The products obtained were submitted to Chemical Analysis of X-Ray Fluorescence. The analysis of X-Ray Fluorescence revealed that the sample studied was formed essentially by SiO2 (66,4%), Al2O3 (14,2%), Fe2O3 (7,22%) and TiO2 (1%). The studies were focused in six different sizes (-300+212; -212+150; -150+104; -104+74; -74+53 and - 53+37um). ). About 20% of the material from all fractions material is sunk (dense medium), composed mainly of SiO2 (35%), Fe2O3 (30%), Al2O3 (> 7%) and TiO2 (<5%). The floated fraction was composed mainly of SiO2 and Al2O3. The XRD of the sunken fraction indicated the presence of ilmenite, rutile and anatase. The sunken fractions were subjected to magnetic separation in the Frantz separator at different current intensities (0.3 to 1.75A), this operation was concentrated up to 8 wt% TiO2 in the fraction -104 +74um and 0.5A. The sunken fractions were subjected to systematic studies in the SEM system with MLA, confirming the presence of ilmenite, rutile and anatase as the titanium-bearing minerals. The gangue has been release of the mineral carrier of titanium was approximately 1% wt%, the denim has released more than 90% wt%. From the results it was observed that it is possible to concentrate the TiO2 contained in the ore.

[pt] No presente trabalho são avaliados os fatores físicos e químicos que influenciam o processamento do minério sulfetado de mais baixo teor de ouro conhecido no mundo. A amostra de minério estudada é proveniente da Rio Paracatu Mineração S.A - RPM e é identificada como minério Calha Brava Cl-4, pertencente ao Banco 716, Bloco 508-B da mina. Alguns circuitos de beneficiamento de minérios auríferos incluem processos de concentração gravítica e flotação visando atingir máximas recuperações de ouro e, conseqüentemente, elevada produção a baixo custo. A seleção das técnicas de processamento do minério depende, basicamente, da mineralogia e distribuição das partículas minerais no minério, do tamanho da partícula de ouro ou dos minerais e outros metais associados ao minério. A distribuição do teor de ouro nas diferentes frações granulométricas do minério Calha Brava Cl-4 revelam que 80,4 por cento do ouro encontra-se na fração acima de 104 um e 25 por cento encontram-se na fração fina (< 28 um). A recuperação total de ouro, enxofre e arsênio obtida nos ensaios de concentração gravítica por meio do concentrador centrífugo Knelson e flotação foram 80,44 por cento, 64,9 por cento e 58,22 por cento, respectivamente. A recuperação em massa dessa etapa foi 10,14 por cento. A recuperação total de ouro, enxofre e arsênio obtidos na concentração de jigagem e flotação foi 88,91 por cento, 86,82 por cento e 49,07 por cento, respectivamente. A recuperação em massa do concentrado recuperado foi de 19,5 por cento. Nos ensaios de flotação direta, a maior recuperação de ouro (87 por cento) foi obtida para o minério cominuído a uma granulometria com P80 = 86 um e recuperado por flotação na presença de 30 g/t do coletor amil xantato de potássio (AXP), 20 g/t de metil isobutil carbinol (MIBC), pH 6,3 e potencial de polpa 0,209 V vs Eh, em relação ao eletrodo de hidrogênio. A recuperação em massa do concentrado obtida foi 4 por cento. No caso das partículas grossas do minério (P80 = 130 um), constatou-se a necessidade de maiores concentrações do coletor. A maior recuperação de ouro (85,33 por cento) foi obtida com a concentração de 60 g/t para o AXP, pH 6,3 e potencial de polpa de 0,218 V vs Eh. A recuperação em massa do concentrado foi de 9 por cento. / [en] The work involves the evaluation of physical and chemical factors that influence the processing of sulphide ores, with the lowest grade of gold known in the world. The studied sample is from Rio Paracatu Mining S.A. and is described as Calha Brava Cl-4, belonging to the 716 bench, block 508-B in the mine. Some industrial processing of gold include gravity concentration and flotation processes in order to reach the maximum gold recovery, aiming at raising production levels with lower costs. The selection of the mineral processing depends on several factors as mineralogy, particle size distribution and other minerals associated with the ore. The distribution of gold grades to the different size fractions in the studied ore, reveals that 80.48 percent of gold occur in the particle size fraction above 104 um, and 25 percent of gold occur in the fine fraction (< 28 um). The global gold, sulphur and arsenic recoveries, obtained by centrifuge gravity concentration (Knelson)and flotation tests, were 80.44 percent, 64.90 percent and 58.22 percent, respectively. To these processes, the mass recovery was 10.14 percent. The total gold, sulphur and arsenic recoveries obtained in concentration processes by jig and flotation techniques were 88.91 percent, 86.82 percent and 49.07 percent, respectively. The mass recovery was 19.5 percent. In the flotation tests, the maximum gold recovery (87 percent) was obtained with the grounded ore (P80 = 86 um), using 30 g/t collector potassium amyl xanthate (PAX), 20 g/t methyl isobuthyl carbinol (MIBC), pH = 6.3 and potential of pulp 0.209 V vs Eh. The mass recovery was approximately 4 percent. When coarse particles (P80 = 130 um) were floated, the need of am increase in the collector concentration was observed. The maximum ore recovery (85.33 percent) was obtained at concentration of 60 g/t PAX, pH = 6.3 and potential of pulp 0.218 V vs Eh. The mass recovery was 9 percent.