Programa de Pós-Graduação em Engenharia de Materiais. Rede Temática em Engenharia de Materiais, Pró-Reitoria de Pesquisa e Pós-Graduação, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2015-02-26T17:55:03Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_EstudoViabilidadeEconômica.pdf: 3018953 bytes, checksum: ebf2da77dbcf0777ab9473f5964b91b2 (MD5) / Rejected by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br), reason: Confrir autor com o PDF on 2015-02-27T18:19:48Z (GMT) / Submitted by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2015-02-27T18:38:05Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_EstudoViabilidadeRecuperação.pdf: 615763 bytes, checksum: d8cc2c9736bf8d7478b4c9a8f00a2eb2 (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2015-02-27T18:48:51Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_EstudoViabilidadeRecuperação.pdf: 615763 bytes, checksum: d8cc2c9736bf8d7478b4c9a8f00a2eb2 (MD5) / Made available in DSpace on 2015-02-27T18:48:51Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_EstudoViabilidadeRecuperação.pdf: 615763 bytes, checksum: d8cc2c9736bf8d7478b4c9a8f00a2eb2 (MD5) Previous issue date: 2014 / Este estudo teve como objetivo fazer uma análise técnica e econômica do aproveitamento de rejeito de minério de ferro por concentração magnética. A metodologia adotada neste estudo incluiu uma revisão bibliográfica do estado da arte do aproveitamento de rejeitos de minério de ferro; a caracterização dos rejeitos contidos nas barragens objeto de estudo; a análise granulométrica e química e a análise de viabilidade técnica e econômica de se concentrar o ferro contido nesses rejeitos. Para a geração de dados para as análises técnica e econômica foram realizados ensaios de recuperação do rejeito. Por fim, foi realizada uma análise técnica e econômica do produto gerado que serviu de base para a comprovação da viabilidade de aproveitamento do rejeito. A análise de custos incluiu as operações de carga e transporte, os custos com manutenção dos equipamentos móveis e da planta de beneficiamento, suprimentos para operacionalidade da planta e dos equipamentos móveis, mão de obra direta envolvida e também os custos com serviços para controle de segurança e controle ambiental das pilhas de rejeito. Os custos envolvidos no manuseio do rejeito referem-se às operações de remoção de rejeito das barragens, empilhamento do material com o objetivo de reduzir umidade, remoção do material empilhado e transporte até a planta. Além dos custos operacionais envolvidos no manuseio do rejeito foram também incluídos os custos relacionados aos de segurança e ambientais das pilhas de rejeito. Para a análise de viabilidade foram utilizados os métodos do VPL (Valor Presente Líquido), método TIR (Taxa Interna de Retorno) e Payback descontado. De acordo com o fluxo de caixa elaborado para o investimento em estudo, o retorno financeiro deste projeto é alcançado após um período de 11 meses. A análise de investimento foi feita para um período de 4 anos. Além da viabilidade técnica e econômica a recuperação de ferro em rejeitos de mineração consiste na melhoria nos índices de sustentabilidade ambiental pela redução do passivo da barragem de rejeitos e nos índices de sustentabilidade da mineração por maximizar o aproveitamento dos recursos minerais. _____________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: This study aimed to make a technical and economic analysis of the utilization of iron ore tailings magnetic concentration. The methodology adopted in this study included a literature review of the state of the art of utilization of iron ore tailings; characterization of tailings dams contained in the object of study; the grain and chemical analysis and analysis of technical and economic feasibility of concentrating the iron contained in these tailings. To generate data for the technical and economic analyzes of the tailings recovery assays were performed. Finally, a technical and economic analysis of the generated product that formed the basis for proving the feasibility of harnessing the waste was performed. The cost analysis included cargo operations and transportation, maintenance costs of mobile equipment and beneficiation, supplies for operation of the plant and mobile equipment, direct labor involved plant and also the cost of services for security control and environmental control of the tailings piles. The costs involved in handling the waste refer to the removal of tailings dams, stacking the material in order to reduce moisture, remove the stacked materials and transportation to the plant operations. In addition to the operational costs involved in handling the waste were also included costs related to safety and environmental aspects of tailings piles. For feasibility analysis methods NPV (Net Present Value), IRR (Internal Rate of Return) and discounted payback method were used. According to the cash flow prepared to invest in the study, the financial return of the project is reached after a period of 11 months. The investment analysis was made for a period of 4 years. Besides the technical and economic feasibility of recovering iron mining tailings consists of improvements in the environmental sustainability index by reducing tailings dam liabilities and in the mining sustainability index by maximizing the use of mineral resources.

Programa de Pós-Graduação em Evolução Crustal e Recursos Naturais. Departamento de Geologia. Escola de Minas, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2015-04-30T17:32:20Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) TESE_ImplicaçõesPropriedadesMineralógicas.pdf: 11857797 bytes, checksum: a797d14c98ee60a6f203b9234090cfe1 (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2015-05-04T15:42:20Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) TESE_ImplicaçõesPropriedadesMineralógicas.pdf: 11857797 bytes, checksum: a797d14c98ee60a6f203b9234090cfe1 (MD5) / Made available in DSpace on 2015-05-04T15:42:20Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) TESE_ImplicaçõesPropriedadesMineralógicas.pdf: 11857797 bytes, checksum: a797d14c98ee60a6f203b9234090cfe1 (MD5) Previous issue date: 2015 / O presente trabalho compreende os resultados de estudos específicos desenvolvidos sobre as implicações mineralógicas e microestruturais de minério de ferro nos processos unitários de cominuição, filtragem e queima em forno, como fatores de avaliação e controle da qualidade final do produto de pelotização, tendo em vista a otimização da sua produção industrial. Foram caracterizadas amostras das minas de Itabira, Brucutu, Alegria e Fábrica Nova, todas localizadas no Quadrilátero Ferrífero, as quais, são utilizadas no complexo pelotizador de Tubarão localizado em Vitória, no Espírito Santo. As amostras referem-se a diferentes produtos de flotação, de separação magnética e de peneiramento a seco. Características físicas como distribuição granulométrica, densidade, área de superfície específica, além de características mineralógicas como fases minerais, morfologia tridimensional de grão e microestruturas foram determinadas. As características físicas foram determinadas conforme procedimentos utilizados no complexo pelotizador de Tubarão e as características mineralógicas foram determinadas a partir de estereoscópio, microscópio óptico e microscópio eletrônico com o módulo electron backscater difraction. As relações entre as características mineralógicas e os resultados dos testes de moagem permitiram definir os tipos de produto e propor uma relação entre o índice de moabilidade e os tipos morfológicos caracterizados. Posteriormente, foi planejada e implementada uma matriz de experimento a partir de misturas dos produtos para testes nos processos estudados. Também foi caracterizada a mistura desses concentrados que alimentam a pelotização. Em ambos os processos unitários estudados, os testes aconteceram em escala de bancada e piloto. Nos testes de moagem e filtragem as variações mineralógicas causaram impacto, respectivamente, no índice de moabilidade e na umidade da torta retida. Os resultados dos testes de filtragem indicam uma relação entre os valores de umidade e produtividade com os valores de hematita martítica. Já para o teste de compressão das pelotas queimadas, a estatística dos resultados indicaram diferença de compressão entre misturas com diferentes quantidades de goethita. _________________________________________________________________________ / ABSTRACT: This work includes the results of specific studies on the mineralogical and microstructural implications of iron ore in the processes of comminution, filtering and induration process oven as evaluation factors, and control the quality of the final pellet product, with a view to optimizing industrial process. Iron ore samples of the mine Itabira, Brucutu, Alegria e Fábrica Nova were characterized. The samples are different products of flotation, magnetic separation and screening. Grain size distribution, density, specific surface area, mineral phase, morphology and microstructure were determined. The physical characteristics were determined according to industrial procedures of the Tubarão pelletinzing plant in Vitória, Espírito Santo. The mineralogical characteristics were determined with stereoscope, optical microscope and electron backscatter diffraction. The relationship between mineralogy and grinding test were then established after the iron ore characterization. Afterwards, we carried out an experiment using blends of the iron ore plant products to test in the pelletizing process. The blends that feed the pelletinzing plants were also tested with the same purpose. Both tests were accomplished in bench as well as in pilot scale. It was also characterized blends these concentrates that feed pelletinzing. The grinding and filtration tests showed that the mineralogical types exert a strong influence on the grinding index and moisture of the filter cake. A direct relationship arouse from the grinding process in which the morphological types are closely related to the grinding index. Likewise the results of the filtration tests pointed up that the martitic types affect considerably the moisture and therefore the performance of the filtration process. Finally, the compress tests of the fired pellets demonstrate that the proportion of goethite phases in the iron ores affects the cold compression strength results of the pellets.

Determinações quantitativas de cobre total, no minério de cobre bruto e nos produtos de flotação, foram feitas por iodometria e correlacionadas com os espectros Mössbauer dos mesmos. A identificação de calcopirita, pirita e clorita foi possível através da espectroscopia Mössbauer. A calcopirita (CuFeS2) e o mineral de cobre predominante no minério de Camaquã (RS). A análise dos espectros permitiu estabelecer uma correlação gráfica entre o logaritmo da percentagem do cobre presente com a área relativa sob as seis linhas de absorção da calcopirita. / Quantitative determinations of total copper present in a copper ore and in flotation products were measured by iodometric titrations and correlated with the correspondent Mössbauer spectra. The identification of chalcopyrite, pyrite and chlorite was possible by means of Mössbauer spectroscopy. Chalcopyrite is the main copper-bearing constituent in the Camaquã's (RS) copper ore. The spectra analysis allowed to make a graphycal correlation between the logarithm of the cooper content and the relative estimated area under the six absorption lines of chalcopy rite.

A utilização de modelos de incerteza geológica é fundamental para a quantificação e avaliação da flutuação dos atributos analisados pelos departamentos de planejamento da indústria mineira. O método de simulação seqüencial Gaussiana (SSG) é amplamente utilizado para a construção destes modelos. O SSG caracteriza-se por representar adequadamente o espaço de incerteza da variável aleatória (VA) Z(u), desde que o número de realizações L seja adequado para reproduzi-lo. Existem dois algoritmos implementados em SSG que efetuam a tiragem aleatória da distribuição condicional local de probabilidade (dclp) cumulativa, visando gerar as realizações que vão compor a simulação. O algoritmo clássico, baseado na tiragem simples por Monte Carlo, denomina-se Simple Random Sampling (SRS), enquanto que o método alternativo é denominado Latin Hypercube Sampling (LHS). Esta dissertação compara a eficiência destes dois algoritmos, como forma de caracterizar o espaço de incerteza de algumas funções de transferência usadas na indústria mineral. O estudo de caso envolveu a análise do número de realizações necessárias para caracterizar adequadamente a variabilidade da resposta destas funções, como mecanismo para comparação, para um banco de dados de minério de ferro da Província Mineral de Carajás. Observou-se que o método LHS ofereceu maior eficiência na caracterização do espaço de incerteza da VA Z(u), estratificando a dclp de acordo com cada realização, proporcionando menor número de realizações e melhor cobertura da dclp, na construção do modelo de incerteza. Estes benefícios facilitam a implementação da técnica de SSG nas rotinas de planejamento, de forma que os modelos de incerteza serão menores e mais fáceis de manipular. / Assessing geological uncertainty is of paramount importance in mining industry risk analysis. Sequential Gaussian Simulation (SGS) is widely used for building such models, especially when mapping grade uncertainty. SGS is commonly used for mapping the uncertainty space of a random variable (RV) Z(u), and the number of realizations L to adequate characterize this space is possible large. Two algorithms were herein implemented combined with SGS for random drawing from the conditional cumulative distribution function (ccdf). The classical algorithm, based on Monte Carlo simple drawing known as Simple Random Sampling (SRS), whereas the alternative method, Latin Hypercube Sampling (LHS). The present dissertation compares the efficiency of these two algorithms checking their efficiency in characterizing the uncertainty space of some transfer functions employed in the mineral industry. Through a case study it was checked the number of necessary realizations to adequately characterize the variability of these response functions, as a mechanism for comparison. The dataset comes from an iron ore mine at the Carajás Mineral Province It was observed that the LHS method is more efficient in characterizing uncertainty space of RV Z(u), by stratifying the ccdf according to each realization. Such characteristic of LHS requires fewer realizations to proper build the uncertainty model. These benefits facilitate the implementation simulations into the routines of planning, using smaller and easier to manipulate uncertainty models.

Made available in DSpace on 2014-06-11T19:23:06Z (GMT). No. of bitstreams: 0 Previous issue date: 2007-08-24Bitstream added on 2014-06-13T18:50:19Z : No. of bitstreams: 1 ribeironeto_wa_me_araiq.pdf: 385928 bytes, checksum: 31aa2d033d1770556324d25a26f258a0 (MD5) / Coordenação de Aperfeiçoamento de Pessoal de Nível Superior (CAPES) / Devido ao esgotamento progressivo das jazidas de minérios de cobre com teores elevados (>2%), a aplicação de processos convencionais para a extração de cobre desses minérios, como a pirometalurgia, torna-se inviável devido ao alto custo dos gastos de energia envolvidos. Em função desse esgotamento, bem como do acúmulo de rejeitos de baixos teores (< 0,5%), a busca de processos alternativos para atender a demanda crescente desse metal em todo mundo tornou-se uma necessidade. Uma das alternativas mais viáveis envolve o uso de microrganismos capazes de solubilizar sulfetos metálicos de cobre, em decorrência de seus processos metabólicos oxidativos. O processo que utiliza esses microrganismos na recuperação do cobre de minérios de baixo teor ou de rejeitos é conhecido como biolixiviação e tem sido aplicado em escala industrial em vários países, em especial EUA e Chile, onde estão as maiores reservas mundiais de minério de cobre. Biolixiviação ou lixiviação bacteriana é o processo pelo qual bactérias, sobretudo as do gênero Acidithiobacillus e, principalmente, a espécie Acidithiobacillus ferrooxidans, oxidam sulfetos metálicos (CuFeS2, CuS, CuS2, PbS, ZnS entre outros) como fonte de energia, levando à solubilização desses metais. O A. ferrooxidans é uma espécie mesofílica, quimiolitotrófica e acidofílica que, além de sulfetos metálicos, oxida também íons ferrosos e compostos reduzidos de enxofre. Esse processo é uma alternativa viável para a extração de cobre, pois requer poucos gastos com insumos (ácidos e agentes oxidantes), apresenta reduzido gasto energético, baixo investimento de capital, baixo custo operacional e reduzida mão de obra especializada na operação. Dentre os minerais de cobre, o mais abundante e também o mais refratário ao ataque químico ou bacteriano é a calcopirita. Assim, muitos estudos foram desenvolvidos... / High-grade copper ores deposits (>2%) have been depleted for centuries. So, conventional processes to recover copper from low-grade ores such as pirometallurgy have become prohibitive due the elevated costs, since large amount of energy is spent in this process. As a result of this depletion, a huge amount of low-grade ores (<0.5%) as well waste materials from conventional process have been accumulated for years, waiting for an economic alternative method. In order to match up a constant increase in the copper world demand, the search for new methodologies has become an obligation. Among these alternatives, the use of microorganisms capable to copper sulfides dissolution is the most feasible one. This process, known as bioleaching or bacterial leaching, has been applied in industrial scale in several countries, such as USA and Chile, where the highest copper deposits are located. Bacterial leaching is developed by certain bacteria belong to the Acidithiobacillus genus, among others, mainly by species Acidithiobacillus ferrooxidans, which oxidize metal sulfides (CuFeS2, CuS, CuS2, PbS, ZnS, etc) as its energy source, solubilizing the corresponding metal. It is a mesophilic, chemolithotrophic and acidophilic bacterium that besides metal sulfides oxidize also ferrous iron and other reduced sulphur compounds as energy source. The viability of the process is related with the low costs operation: low capital investments, reduced needs for specialized works, low reagents and materials consumption, etc. Chalcopyrite is most abundant copper mineral and, at same time, the most refractory to chemical or bacterial attack. In this way, several studies have been devoted to understand the mechanisms involved in the mineral dissolution, as well to developed new methodologies to improve chalcopyrite dissolution. It was investigated in this study the effect of some chemical agents...(Complete abstract click electronic access below)

A presente dissertação de mestrado apresenta estudos teórico-experimentais das propriedades e características interfaciais de nanobolhas, investigando os mecanismos de geração e suas aplicações em flotação de quartzo e precipitados coloidais de amina, como modelos de partícula mineral e soluto aquo poluente. A geração das nanobolhas foi realizada por despressurização de ar dissolvido em água, possibilitando a descoberta de uma fração de nanobolhas (120 - 720 nm), além de microbolhas (40 - 100 m) na antiga técnica, que deu origem à flotação por ar dissolvido (FAD). O estudo das propriedades interfaciais (potencial zeta) e tamanho das nanobolhas foi realizado em função do pH do meio, utilizando NaCl como eletrólito suporte, na presença dos surfactantes aniônico (Dodecil Sulfato de Sódio - SDS) e catiônico (alquil metil éter monoamina - Flotigam EDA 3B). Os resultados de caracterização mostraram que tanto o tamanho quanto o potencial zeta dependem do pH do meio. Os maiores tamanhos de nanobolhas (720 nm) foram encontrados próximos ao ponto isoelétrico (pie = 4,5), onde essas bolhas encontram-se praticamente neutras (+ 5 mV). Por outro lado, quanto maior a densidade de carga das nanobolhas (+ 22 mV) menores são os tamanhos resultantes, principalmente em pH´s baixos (pH = 2,0; tamanho = 120 nm). Da mesma forma, em meio alcalino (pH 10), foi observado um aumento significativo da carga negativa das bolhas (-59 mV). A capacidade de flotação das nanobolhas (120 – 720 nm) isoladas ou misturadas com macrobolhas (0,4 – 0,8 mm) foi avaliada para partículas de quartzo em diferentes faixas granulométricas. Para estes estudos, foram empregados diferentes sistemas de flotação, utilizando um tubo de Hallimond modificado para geração das macrobolhas, na presença e na ausência de nanobolhas. Os resultados mostraram que as nanobolhas isoladas não são capazes de flotar as partículas de quartzo, devido à baixa capacidade de carregamento dessas bolhas pequenas. Entretanto, em conjunto com as macrobolhas, foram responsáveis por aumentar significativamente a flotação de partículas finas (<37 m) em cerca de 20% quando comparado às macrobolhas isoladas. Porém, essa mesma eficiência não foi obtida na recuperação das partículas grossas (> 212 m). Os precipitados coloidais de amina foram caracterizados por medidas de turbidez nefelométrica, com o objetivo de investigar a formação dessas espécies em função da concentração de amina utilizada. Com isso, verificou-se que os colóides de amina são formados em meio alcalino (insolubilização) a partir de concentração 10-3 mol. L-1, pH >10,5 e após 30 min. As medidas de tamanho e potencial zeta, em função do pH do meio, mostraram que os colóides formados apresentaram tamanhos na ordem de nanômetros (120 – 350 nm), sendo que o máximo crescimento foi obtido próximo ao ponto isoelétrico (pH 11). Foram realizados estudos de flotação dessas espécies coloidais de amina em diferentes sistemas e, além disso, foi avaliado o efeito da floculação desses colóides previamente à flotação. Os resultados da remoção dos precipitados coloidais de amina revelaram que as nanobolhas isoladas foram altamente eficientes, atingindo valores de remoção em torno de 80%. Por sua vez, as microbolhas em mistura com as nanobolhas não apresentaram valores significativos de remoção das espécies coloidais. Ainda, a floculação dessas espécies realizada previamente à flotação revelou que, para concentrações menores de amina, a formação de flocos foi eficiente aumentando a remoção das espécies coloidais. Por outro lado, para maiores concentrações, a eficiência da remoção foi diminuída quando comparada à flotação realizada sem floculação. Embora não exista uma legislação específica para o controle desses poluentes de aminas, os resultados de remoção obtidos (concentração residual final de 10 ppm) mostram-se eficientes quando comparados às concentrações comumente encontradas em efluentes de mineração (22 - 30 ppm). A partir dos resultados obtidos na presente dissertação, as propriedades interfaciais das nanobolhas, bem como a sua aplicação para flotação de partículas minerais e poluentes foram melhor elucidadas. Em função do potencial observado, acredita-se que essas informações possam ser empregadas para o desenvolvimento de pesquisas avançadas com nanobolhas. Finalmente, o estudo aponta sobre a necessidade da implantação de um padrão de emissão das aminas empregadas na flotação de minério de ferro, a fim de minimizar os impactos ambientais relacionados a esta atividade. / The present dissertation deals with a theoretical/experimental study including nanobubbles properties and interface characteristics, researching the generation mechanisms and its applications in flotation of quartz particles and colloidal precipitates, as mineral particles and aquo pollutants model. The nanobubbles generation was conducted by depressurization of dissolved air in water, proving a finding of the nanobubbles fraction (120 - 720 nm), aside from microbubbles (40 - 100 m) in this technique that gave rise to dissolved air flotation (DAF). The nanobubbles interfacial properties study (zeta potential and size) were carried as a function of medium pH, using NaCl as a support eletrolyte, and in the presence of the anionic surfactant (sodium dodecyl sulphate – SDS) and cationic (Alquil methyl ether monoamine - Flotigam EDA 3B). The characterization results showed that both size and zeta potential depends of the medium pH. The bigger size of the nanobubbles was found next to the isoelectric point (iep = 4.5), where its practically neutral (+ 5 mV). In opposite, for higher density nanobubbles charge, smaller will be the sizes, mostly in acid pH´s (pH = 2.0; size = 120 nm). Similarly, in alkaline medium (pH 10), it was observed a significant increase of the negative charge of nanobubbles (-59 mV). The flotation capacity of the nanobubbles (120 – 720 nm) isolated or mixed with coarse bubbles (0.4 – 0.8 mm) was evaluated for quartz particles in different size fractions. For these studies were employed different conditions and cells (setups), applied a modified Hallimond tube to coarse bubbles generation in the presence and the absence of nanobubbles. The results showed that flotation with single nanobubbles was not effective due to their very low lifting power. However, flotation recoveries with coarser and nanobubbles when compared to isolated coarse bubbles were 20-30 % higher only for the very fine quartz fractions (<37 μm) and did not affect the coarse particles (> 212 μm). The amine colloidal precipitates species were characterized by nephelometer turbidity, with the aim of investigating, the formation of these species as a function of amine concentration used. Hence, it was found that the amine colloids were formed in the alkaline medium (insolubilization) only from 10-3 mol. L-1, pH >10.5 and after 30 min. The size and zeta potential measured as a function of the medium pH showed that formed colloids had nanometrics sizes (120 – 350 nm), whereby these species grow to a maximum at the isolectric point (pH 11). Flotation studies of these colloids species was carried out in differents flotation systems and, in addition it was evaluated its flocculation effect before the flotation. The removal results of the precipitates species revealed that the isolated nanobubbles were highly efficient, reaching removal values close to 80%. In its turn, the microbubbles mixed with nanobubbles not showed significant values to the colloidal species removal. In addition, its flocculation before the flotation demonstrated that for lowest concentration of amine the flocks formation was efficient, increasing the removal of the colloidal species. On the other hand, for higher concentrations of amine the removal efficiency was decreased when compaired with the flotation without flocculation. Although, there is not specific legislation to control these amines pollutants, the removal results obtained (final residual concentrations of 10 ppm) showed efficient when compaired with the common concentrations found in mineral effluents (22 - 30 ppm). and zeta potential measured as a function of the medium pH showed that formed colloids had nanometrics sizes (120 – 350 nm), whereby these species grow to a maximum at the isolectric point (pH 11). Flotation studies of these colloids species was carried out in differents flotation systems and, in addition it was evaluated its flocculation effect before the flotation. The removal results of the precipitates species revealed that the isolated nanobubbles were highly efficient, reaching removal values close to 80%. In its turn, the microbubbles mixed with nanobubbles not showed significant values to the colloidal species removal. In addition, its flocculation before the flotation demonstrated that for lowest concentration of amine the flocks formation was efficient, increasing the removal of the colloidal species. On the other hand, for higher concentrations of amine the removal efficiency was decreased when compaired with the flotation without flocculation. Although, there is not specific legislation to control these amines pollutants, the removal results obtained (final residual concentrations of 10 ppm) showed efficient when compaired with the common concentrations found in mineral effluents (22 - 30 ppm). Based on the results reported in the present work, the interfacial properties of the nanobubbles, as well the applications for mineral flotation of the particles and pollutants were better understood.

Algumas tomadas de decisões na mineração, sejam elas em estudo de viabilidade técnica-econômica para implantação de um novo projeto ou mesmo para o faturamento da venda de um produto final, são baseadas em resultados de análises químicas de amostras de minério. Como essas decisões sempre envolvem uma quantia significativa de dinheiro é de fundamental importância que os resultados das análises químicas tomados como base sejam confiáveis diminuindo o risco do projeto. Para que se tenham resultados analíticos que se situem em intervalos de confiança aceitáveis e sejam representativos é preciso que a amostragem do minério seja feita de forma adequada, pois o minério não é homogêneo. Deve ser considera que além do elemento de interesse existem os elementos contaminantes e os elementos traços com diferentes características químicas e físicas fazendo com que os teores, em geral, tenham grande variabilidade. Essa dissertação tem como objetivo principal avaliar os protocolos de preparação de amostras de minério de ferro das minas de Carajás processados no laboratório físico situado nesse site. Inicialmente, os principais conceitos envolvendo teoria de amostragem foram introduzidos, seguidos por uma comparação da norma NBR ISO 3082 referentes à amostragem e preparação de amostra de minério de ferro com a teoria de amostragem de Gy. Após isso, foi feita uma avaliação dos protocolos de preparação de amostras do laboratório de Carajás permitindo concluir que a definição e avaliação do protocolo de preparação de amostra são muito importantes para estimar o nível de precisão desejado e que a granulometria e a massa são elementos decisivos no controle de precisão requerida pelas partes interessadas no processo. Por fim, propõem-se modificações nos protocolos existentes com foco na redução da variância em 50% para os produtos que apresentam variâncias significativas pela estimativa de Gy, por conta das massas processadas e respectivas granulometrias. / Some decision-making in mining, whether they are in technical-economic feasibility studies for implementation of a new project or even value for sale of a finished product are based on results of chemical analysis of ore samples. As these decisions always involve a significant amount of money is paramount that the results taken based on these analysis are reliable decreasing project risk. In order to have representative analytical results within acceptable confidence levels it is necessary that the ore sampling would be carried out properly, considering the ore is not homogeneous. It must be considered that in addition to the element of interest and the contaminants there are trace elements with different chemical and physical characteristics so that the levels usually have a high variability.This thesis aims to evaluate the sample preparation protocols of iron ore from the Carajás mines processed in the physical laboratory located on this site. Initially the main concepts of sampling theory were addressed, followed by a comparison of the guidelines of NBR ISO 3082 with the sampling theory of Gy. After that, the current sample preparation protocols were analyzed. The results showed that the definition and evaluation of the sample preparation protocol are very important for estimating the level of precision desired and that the particle size and mass are critical elements in the control of required precision. Finally modifications in the existing protocols are proposed focusing on reducing 50% the deviation for those products which are significant variances estimated by Gy´s theory, taking into account the masses and particle size processed.

Tese (doutorado)—Universidade de Brasília, Instituto de Geociências, 2011. / Submitted by Max Lee da Silva (bruce1415@hotmail.com) on 2011-06-27T22:50:11Z No. of bitstreams: 1 2011_PauloRenatoPerdigãoDePaiva.pdf: 6783784 bytes, checksum: 90815ba63f85fd7b0c3344fd386c6833 (MD5) / Approved for entry into archive by Guilherme Lourenço Machado(gui.admin@gmail.com) on 2011-06-28T16:10:38Z (GMT) No. of bitstreams: 1 2011_PauloRenatoPerdigãoDePaiva.pdf: 6783784 bytes, checksum: 90815ba63f85fd7b0c3344fd386c6833 (MD5) / Made available in DSpace on 2011-06-28T16:10:38Z (GMT). No. of bitstreams: 1 2011_PauloRenatoPerdigãoDePaiva.pdf: 6783784 bytes, checksum: 90815ba63f85fd7b0c3344fd386c6833 (MD5) / A amostra do minério foscorítico utilizada neste estudo foi coletada no Complexo Carbonatítico de Catalão I. Os experimentos de flotação seletiva da apatita em relação aos carbonatos evidenciaram que a técnica de flotação direta da apatita não era promissora, pois os sistemas de reagentes específicos não apresentaram um bom desempenho. A ausência de seletividade foi atribuída à presença, em sua maioria, de partículas mistas apatita/carbonatos. Essa representou uma das principais características do minério para a obtenção de concentrados com recuperações de P2O5 da ordem de 86%, porém, com teores de P2O5 no concentrado cleaner inferiores a 18%. De fato, as informações obtidas sobre o processo de liberação da apatita do minério foscorítico indicaram que a moagem em tamanhos mais finos não resultaria em partículas de apatita liberadas. No entanto, a fragmentação do minério é capaz de liberar partículas de ganga, favorecendo, assim, a separação da ganga silicática, da magnetita e de grande parte dos carbonatos, em tamanhos que podem ser produzidos facilmente por moagem convencional (P80= 250 m). Dessa forma, o uso da técnica de flotação reversa (após um pré-tratamento do minério e obtenção de um concentrado composto por apatita e carbonatos) mostrou-se viável para a concentração dos carbonatos e consequente depressão da apatita. O pré-tratamento do minério foscorítico consistiu na cominuição, a uma granulação em P80 = 250 m, separação magnética de baixa intensidade de campo, atrição do material não magnético e deslamagem, esta última, para a remoção da fração não magnética menor que 75 m. Este procedimento permitiu mudanças significativas nos teores de P2O5, CaO, MgO e Fe2O3. Observou-se um incremento no teor de fósforo de 7,70% para 11,30%, quando se utiliza esta seqüência de pré-tratamento. O material deslamado constituiu a alimentação da flotação direta com os seguintes teores, em termos dos principais constituintes: 11,30% de P2O5, 32,90% de CaO, 9,10% de Fe2O3, 11,47% de MgO, 0,59% de Al2O3 e 6,60% de SiO2. A etapa de flotação direta foi otimizada a partir de dois estágios de flotação rougher e cleaner. O sistema de reagente consistiu do depressor Flomax (1000g/t), o depressor amido de milho (500 g/t) e o coletor sulfossuccinamato de sódio (700 g/t), em pH=8. Com base nos resultados de flotação direta, constatou-se que é possível obter um concentrado cleaner com os seguintes teores, em termos dos principais constituintes: 17,90% de P2O5, 44,60% de CaO, 1,00% de Fe2O3, 7,13% de MgO e 0,12% de SiO2. O concentrado obtido foi remoído a uma granulometria 80% < 74 m e deslamado em 20 μm. O produto obtido consistiu na alimentação da flotação reversa. Na flotação reversa utilizou-se ácido vi fosfórico, como depressor de apatita e regulador do pH da polpa (5,0). O coletor selecionado foi um ácido graxo saponificado. Os melhores resultados obtidos apresentaram concentrados com os seguintes teores, em termos dos principais constituintes: 38,11% de P2O5, 50,98% de CaO, 1,07% de Fe2O3, 0,67% de MgO e 0,25% de SiO2. A porcentagem dos minerais presentes no concentrado, estimada a partir dos teores obtidos na análise por FRX, é apresentada a seguir: 89,77% de apatita, 2,33% de dolomita, 5,48% de calcita, 1,80% de minerais de ferro (magnetita e ilmenita) e 0,62% de filossilicatos. As partículas de apatita e dolomita utilizadas para o estudo de Análises de Superfície por XPS e AFM foram obtidas a partir do concentrado e do rejeito obtidos na flotação direta. Além disso, a análise utilizando o AFM também foi realizada com uma amostra de apatita, natural, proveniente do Ward’s Natural Science Establishment (US). Os espectros obtidos por XPS para as partículas de apatita, provenientes do concentrado e do rejeito de flotação, mostraram que as partículas do concentrado possuem uma maior concentração de Ca 2s (6,73%), P 2p (4,46%), F 1s (0,69%) e uma menor concentração de Mg 2s (3,11%) e Si 2s (4,85%). A maior concentração atômica de Mg 2s (5,27%) nas partículas de apatita do rejeito, indica que ocorreu a precipitação de Mg2+, proveniente da dissolução da dolomita, na superfície da apatita durante as etapas do processo, afetando sua flotabilidade. Os espectros obtidos por XPS para as partículas de dolomita, provenientes do concentrado e do rejeito de flotação, mostraram que as partículas do concentrado possuem uma maior concentração de Ca 2s (4,71%), P 2p (1,57%), F 1s (0,29%) e Si 2s (6,42%). A maior concentração de P 2p, Ca 2s e F 1s nas partículas de dolomita do concentrado é explicada pela presença das inclusões expostas de apatita nas dolomitas. O aumento da concentração de Ca 2s na superfície da dolomita aumenta sua probabilidade de flotação, diminuindo a seletividade. Os estudos realizados por AFM mostraram a presença de aglomerados na superfície das partículas de apatita formados pela interação do oleato de potássio com os íons Ca2+ ou íons Mg2+, formando o colóide dioleato de cálcio (Ca(R-COO)2(s)) ou dioleato de magnésio (Mg(R-COO)2(s)). A presença dos aglomerados aumentou a rugosidade da amostra em 83,55 nm. Além disso, foi possível verificar a precipitação de Ca2+ e Mg2+ na superfície das partículas, provavelmente na forma de hidróxido de cálcio, carbonato ou hidróxido de magnésio, alterando a sua composição química de superfície. A heterogeneidade química e a rugosidade da superfície das partículas são fatores determinantes na flotabilidade e seletividade da flotação de sais semi-solúveis. _________________________________________________________________________________ ABSTRACT / The sample of phoscoritic ore used in this study was collected in the Carbonatite Complex of Catalão I. The experiments of selective flotation of apatite in relation to carbonates pointed out that the direct flotation of apatite was not the most promising, one since the systems of specific reagents used did not show a good performance. The lack of selectivity was attributed, mostly, to the presence of apatite/carbonates mixed particles. This represented one of the ore’s main characteristics to obtain concentrates with recoveries of P2O5 of around 86% but with contents of P2O5 in the cleaner concentrate of less than 18%. In fact, information obtained on the process of apatite release from phoscoritic ore indicated that fine grinding would not result in particles of apatite released. However, the fragmentation of the ore is capable of releasing particles of gangue, thus promoting the separation of silicatic gangue, of magnetite and much of the carbonates in sizes that can be easily produced by conventional milling (P80 = 250m) . Therefore, the use of the reverse flotation technique (after a pretreatment of the ore and the attainment of a concentrate composed of apatite and carbonates) was feasible for the concentration of carbonates and consequent depression of apatite. The pretreatment of the phoscoritic ore consisted of comminution, at a grain size P80 = 250m, magnetic separation of low-intensity field, attrition of non-magnetic material and desliming, this latter for the removal of the non-magnetic fraction smaller than 75 m. This procedure allowed significant changes in the contents of P2O5, CaO, MgO and Fe2O3. An increase in the content of phosphorus from 7.7% to 11.30% was observed when this sequence of pretreatment was performed. The deslimed material consisted the feeding of the direct flotation with the following contents, in terms of the main constituents: 11,30% de P2O5, 32,90% de CaO, 9,10% de Fe2O3, 11,47% de MgO, 0,59% de Al2O3 e 6,60% de SiO2. The direct flotation step was optimized from a two-stage flotation, rougher and cleaner. The reagent system consisted of Flomax as a depressant/dispersant (1000g /t), corn starch as a depressor (500 g/t) and sulfosuccinamate as a collector (700 g/t), at pH = 8. Based on the results of direct flotation, it was proved that it is possible to obtain a cleaner concentrate with the following contents, in terms of the main constituents: 17.90% P2O5, 44.60% CaO, 1.00% Fe2O3, 7.13% MgO and 0.12% SiO2. The concentrate obtained was reground to 80% particle size < 74μm and deslimed in 20μm. The product obtained consisted in the feeding of reverse flotation. Phosphoric acid was used in reverse flotation as an apatite depressant and a regulator of the pulp pH (5.0). The collector chosen was a viii saponified fatty acid. The best results obtained showed concentrate with the following contents, in terms of the main constituents: 38.11% P2O5, 50.98% CaO, 1.07% Fe2O3, 0.67% MgO and 0.25% SiO2. The percentage of minerals in the concentrate, estimated from the contents of the elements obtained by the XRF, is as follows: 89,77% apatite, 2,33% dolomite, 5,48% calcite, 1,80% iron ore (magnetite and ilmenite) and 0,62% phyllosilicates. The particles of apatite and dolomite used for the study of Surface Analysis by XPS and AFM were attained from the concentrate and the waste obtained in the direct flotation. Moreover, the analysis using AFM was also carried out on a sample of apatite, natural, originating from Ward's Natural Science Establishment (U.S.). The spectra obtained by XPS for the apatite particles from the concentrate and the flotation waste showed that the concentrate particles have a higher concentration of Ca 2s (6.73%), P 2p (4.46%), F 1s (0.69%) and a lower concentration of Mg 2s (3.11%) and Si 2s (4.85%). The largest atomic concentration of Mg 2s (5.27%) in the particles of apatite from the waste indicates the precipitation of Mg2+ from the dissolution of dolomite on the apatite surface during the steps of the process, affecting its flotability. The spectra obtained by XPS for the particles of dolomite, from the concentrate and the flotation waste, showed that the particles of the concentrate have a higher concentration of Ca 2s (4.71%), P 2p (1.57%), F 1s (0.29%) and Si 2s (6.42%). The highest concentration of P 2p, Ca 2s and F 1s in the dolomite particles of the concentrate is explained by the presence of exposed inclusions of apatite in the dolomites. The concentration of Ca 2s increase on the dolomite surface raises its probability of flotation, reducing the selectivity. The studies carried out by AFM showed the presence of agglomerates on the surface of apatite particles formed by the interaction of potassium oleate with the ions Ca2+ or Mg2+, forming the colloid calcium dioleate (Ca (R-COO)2(s)) or magnesium dioleate (Mg (RCO) 2(s)). The presence of agglomerates increased the roughness of the sample in 83.55 nm. Furthermore, it was possible to verify the precipitation of Ca2+ and Mg2+ on the surface of the particles, probably in the form of calcium hydroxide, carbonate or magnesium hydroxide, changing its surface chemical composition. The chemical heterogeneity and surface roughness of the particles are determining factors in the flotability and selectivity of the flotation of semi-soluble salts.

A utilização de modelos de incerteza geológica é fundamental para a quantificação e avaliação da flutuação dos atributos analisados pelos departamentos de planejamento da indústria mineira. O método de simulação seqüencial Gaussiana (SSG) é amplamente utilizado para a construção destes modelos. O SSG caracteriza-se por representar adequadamente o espaço de incerteza da variável aleatória (VA) Z(u), desde que o número de realizações L seja adequado para reproduzi-lo. Existem dois algoritmos implementados em SSG que efetuam a tiragem aleatória da distribuição condicional local de probabilidade (dclp) cumulativa, visando gerar as realizações que vão compor a simulação. O algoritmo clássico, baseado na tiragem simples por Monte Carlo, denomina-se Simple Random Sampling (SRS), enquanto que o método alternativo é denominado Latin Hypercube Sampling (LHS). Esta dissertação compara a eficiência destes dois algoritmos, como forma de caracterizar o espaço de incerteza de algumas funções de transferência usadas na indústria mineral. O estudo de caso envolveu a análise do número de realizações necessárias para caracterizar adequadamente a variabilidade da resposta destas funções, como mecanismo para comparação, para um banco de dados de minério de ferro da Província Mineral de Carajás. Observou-se que o método LHS ofereceu maior eficiência na caracterização do espaço de incerteza da VA Z(u), estratificando a dclp de acordo com cada realização, proporcionando menor número de realizações e melhor cobertura da dclp, na construção do modelo de incerteza. Estes benefícios facilitam a implementação da técnica de SSG nas rotinas de planejamento, de forma que os modelos de incerteza serão menores e mais fáceis de manipular. / Assessing geological uncertainty is of paramount importance in mining industry risk analysis. Sequential Gaussian Simulation (SGS) is widely used for building such models, especially when mapping grade uncertainty. SGS is commonly used for mapping the uncertainty space of a random variable (RV) Z(u), and the number of realizations L to adequate characterize this space is possible large. Two algorithms were herein implemented combined with SGS for random drawing from the conditional cumulative distribution function (ccdf). The classical algorithm, based on Monte Carlo simple drawing known as Simple Random Sampling (SRS), whereas the alternative method, Latin Hypercube Sampling (LHS). The present dissertation compares the efficiency of these two algorithms checking their efficiency in characterizing the uncertainty space of some transfer functions employed in the mineral industry. Through a case study it was checked the number of necessary realizations to adequately characterize the variability of these response functions, as a mechanism for comparison. The dataset comes from an iron ore mine at the Carajás Mineral Province It was observed that the LHS method is more efficient in characterizing uncertainty space of RV Z(u), by stratifying the ccdf according to each realization. Such characteristic of LHS requires fewer realizations to proper build the uncertainty model. These benefits facilitate the implementation simulations into the routines of planning, using smaller and easier to manipulate uncertainty models.

Os investimentos e o planejamento econômico na mineração requerem o entendimento, quantificação e avaliação de riscos na determinação de teores e tonelagens de minério. O planejamento de lavra e as operações em usinas de beneficiamento também requerem a estimativa de teores e tonelagens. A geoestatística proporciona as ferramentas necessárias para realizar essas estimativas utilizando adaptações das técnicas clássicas de regressão. O minério de ferro, assim como o de manganês, são exemplos de casos nos quais é necessário determinar múltiplas variáveis para a caracterização do minério, de modo tal, que os teores nos modelos de blocos dos depósitos satisfaçam os balanços de massa entre as frações granulométricas e a estequiometria para as espécies químicas dos dados originais. Esses sistemas são altamente complexos, apresentando múltiplas variáveis correlacionadas e sendo, portanto, apropriados para serem abordados com a utilização de técnicas geoestatísticas multivariadas. Apesar de a cokrigagem apresentar um estimador que desde o ponto de vista teórico é não tendencioso e que minimiza a variância do erro, nos casos de depósitos complexos, com um número elevado de variáveis relacionadas por várias somas constantes, apresenta uma série aspectos problemáticos: (i) estimativas fora do intervalo original das amostras e/ou negativas que precisam ser pós-processadas; (ii) a não satisfação, por parte dos teores estimados, dos balanços de massa e estequiométricos (somas constantes), sendo necessária a distribuição do erro ou carregá-lo em uma variável que seja determinada a partir dessas relações; (iii) dificuldades na modelagem da corregionalização que faz necessários softwares que consigam dar satisfação às condições de definição positiva impostas pelo Modelo Linear de Corregionalização e (iv) modelos variográficos que não se ajustam adequadamente aos variogramas experimentais diretos e cruzados. Essa tese aborda metodologias da geoestatística multivariada, alternativas à cokrigagem, no caso de um depósito de ferro, com um número elevado de variáveis presentes em diversas faixas granulométricas, correlacionadas espacialmente e que satisfazem várias relações de soma constante simultaneamente. Inicialmente, é aplicada a decomposição em Fatores de Autocorrelação Mínimos/Máximos (MAF), uma metodologia semelhante à decomposição em Componentes Principais (PCA), que propõe descorrelacionar as variáveis até um vetor de separação pequeno, geralmente coincidente com o espaçamento amostral ou com o alcance da primeira estrutura do variograma, evitando assim a modelagem da corregionalização, determinando cada fator de forma independente e posteriormente retro-transformando-o ao espaço original. Nessa tese os fatores são estimados por krigagem ordinária como uma metodologia de estimativa simples e rápida, porém aproximada, já que a transformação MAF inclui uma etapa de normalização das informações originais, o que constitui uma transformação não linear. A metodologia fornece resultados adequados, não sendo necessária a utilização de softwares específicos para a modelagem da corregionalização já que o problema se remete à modelagem de variogramas de variáveis independentes, e, ao incluir uma etapa de normalização e retro-transformação ao espaço original, as estimativas permanecem dentro do intervalo original das amostras, não havendo a necessidade de pós-processá-las. Compara-se com a metodologia clássica da krigagem das componentes principais (PCA), que descorrelaciona as variáveis só para o vetor de separação nulo, com resultados superiores para os fatores MAF. Porém, não dá uma solução ao problema do fechamento dos balanços, devendo-se também, distribuir o erro ou carregá-lo numa variável que é determinada por diferença, para satisfazê-los. Em segunda instância, implementa-se a cokrigagem de razões-logarítmicas aditivas (alr), sendo uma metodologia desenvolvida para dados composicionais (que apresentam uma soma constante). Essa metodologia fornece resultados superiores aos obtidos por cokrigagem direta das variáveis originais, com estimativas dentro do intervalo original das amostras e uma satisfação dos balanços considerados para a totalidade dos valores determinados. A consideração mais importante dessa metodologia é que as variáveis que constituem uma composição regionalizada, como é o caso das variáveis consideradas nos depósitos de ferro, têm um espaço amostral que está restringido ao simplex no qual a soma constante é satisfeita. Porém, não oferece uma solução para o problema da modelagem da variabilidade espacial conjunta (modelo linear de corregionalização). No entanto, diminui numa unidade a ordem de magnitude dos sistemas de cokrigagem sendo, portanto, mais simples de modelar. / Determination of grades and tonnages, directly affect the comprehension, quantification and risks evaluation in the investment and economic planning for mining projects. Adapting the classic regression techniques, Geostatistics provide the needed methodologies for these determinations. Iron and manganese ores, are examples of cases in which multiple variables need to be determined for ore characterization, simultaneously satisfying the original mass balances and stoichiometry among granulometric fractions and chemical species, respectively. These highly complex systems, with multiple correlated variables, are appropriate for the utilization of multivariate geostatistics. Although the cokriging provides an unbiased estimator that minimizes the error variance, in the case of complex deposits, with a high number of correlated variables, related by multiple constrained sums, it leads to some problematic aspects: (i) estimates outside the original data interval of values and/or negative values, that need to be pos-processed; (ii) estimates that do not satisfy the mass balances and stoichiometry, with the error having to be distributed among variables or assigned to a single variable determined by difference; (iii) impositions of the Linear Model of Corregionalization in presence of multiple variables, need to be achieved by the utilization of specific softwares and (iv) variogram models that do not adhere to experimental direct and cross-variograms. In this thesis, methodologies of multivariate geostatistics, other than cokriging, are evaluated in the frame of an iron ore deposit, with multiple correlated variables, present in various granulometric fractions, simultaneously satisfying diverse closed sum constraints. In first place, decomposition in Minimum/Maximum Autocorrelation Factors (MAF), a methodology similar to Principal Components decomposition (PCA) is performed. This methodology decorrelates variables up to a small separation vector, generally coincident with sampling spacing or with the range of the first structure of the variogram, thus, allowing estimating each factor individually, avoiding modeling the corregionalization. In this thesis, the MAF factors are estimated through ordinary kriging as it is simple and easily implemented, although it provides approximated estimates because of the nscore transformation of the original data that is embedded in the MAF decomposition and back-transformation, which is a non-linear transformation. It provides adequate results, without specific softwares needed for modeling the corregionalization, because the problem is simplified to modeling and estimating individual variables. It is compared with the classical methodology of kriging the Principal Components (PCA) which decorrelates the variables only for a separation vector equal to zero, with superior results for MAF decomposition. The nscore transformation and back-transformation, leads to estimates restricted to the original samples interval, eliminating the pos-processing step. Nevertheless, MAF decomposition does not provide a solution to the closure of mass balances and stoichiometry and the error has to be distributed among variables or assigned to a single variable obtained by difference, as in the case of cokriging of the original data. Secondly, additive log-ratio (alr) cokriging is implemented, being a methodology developed for compositional data (with closed constant sum). This methodology provides better results when compared to the ones obtained by cokriging of the original data, with all estimates within the original data values interval and satisfying the considered balances. The most important consideration of this methodology is that the variables that conform a regionalized composition, as it is the case of variables considered in iron ore, have a sample space that is restricted to the simplex in which the constant sum condition is satisfied. However, it does not provide a solution for modeling the spatial joint correlation (Linear Model of Corregionalization). But, it leads to cokriging systems that are one unit smaller than the original ones and consequently easier to model.