Este trabalho teve por objetivo avaliar em escala de laboratório, o efeito do condicionamento em alta intensidade, CAI, como etapa de condicionamento da polpa préflotação, e a injeção de bolhas de tamanho intermediário (BI - < 600 μm, entre 20-150 μm neste estudo) juntamente com as bolhas produzidas pela célula de flotação (> 600 μm), na recuperação por flotação de partículas minerais finas (“F” 40-13 μm) e ultrafinas (“UF” < 13 μm) de um minério sulfetado de cobre e molibdênio. O minério utilizado nesse estudo corresponde a alimentação da flotação rougher da usina de concentração de Chuquicamata, pertencente a Corporación Nacional del Cobre de Chile, Codelco S/A, (Mina de Chuquicamata – Divisão Codelco Norte). Os principais parâmetros avaliados foram a energia transferida à polpa na etapa do CAI (entre 1 e 4 kwh·m-3 de polpa) e o volume e tempo de injeção de BI´s juntamente com as bolhas geradas pela célula de flotação. Os resultados foram avaliados em termos de recuperações metalúrgicas e teores totais de Cu e Mo (concentrados e rejeitos), constante cinética de flotação (modelo Klimpel), recuperação real (true flotation) e grau de arraste hidrodinâmico, e comparados com o ensaio Standard (STD, ou padrão, que simula a flotação rougher de Chuquicamata. Também foi avaliada a recuperação metalúrgica de Cu e Mo por faixa granulométrica no intervalo das frações F e UF, nas malhas de 40, 15 e 5 μm utilizando micropeneiras na separação. Os resultados mostram que as duas técnicas estudadas apresentam maiores recuperações metalúrgicas de Cu e Mo, maiores valores de constante cinética de flotação, diminuição no grau de arraste hidrodinâmico, sem prejuízo significativo dos teores de Cu e Mo nos concentrados finais de flotação. Nos estudos com CAI, os melhores resultados metalúrgicos foram obtidos com energia transferida a polpa entre 2-3 kwh·m-3. Com 2 kwh·m-3, a recuperação metalúrgica de Cu passou de 84% no STD para 87% e a de Mo de 72% para 74%, com aumento na constante cinética de flotação, flotação real e diminuição do grau de arraste hidrodinâmico. Nos estudos de flotação com injeção de BI´s, a recuperação metalúrgica global de Cu foi entre 2-3% superior ao estudo Standard - STD (Padrão) e os valores de constante cinética de flotação variando entre 4 e 4,4 min-1 (3 min-1 no STD). Dados por faixa granulométrica nas frações F e UF comprovaram, para ambas técnicas estudadas, aumentos significativos na recuperação metalúrgica nessas frações, principalmente na fração < 5 μm e na fração entre 5-15 μm. Nos melhores resultados dos estudos de flotação com CAI, o aumento de recuperação de Cu nessas frações foram de 5% (< 5 μm) e 7% (5-15 μm) comparadas com o STD, e para o Mo os aumentos foram de 3% e 9% respectivamente. Nos estudos de flotação com injeção de BI´s, os ganhos foram de 7% e 10% para Cu e 3% e 10% para o Mo. Os resultados são discutidos em termos dos parâmetros físicos, químicos e físico-químicos envolvidos no processo de agregação de partículas, da “captura ou coleta” de partículas por bolhas, e do potencial de conversão dessas duas técnicas não convencionais de flotação em tecnologias em usinas de concentração de minérios por flotação com problemas de recuperação nas frações finas e ultrafinas. / The aim of this work was evaluated, at laboratory scale, the effect of the high intensity conditioning (HIC), as a pre-conditioning stage of pulp, and flotation with “multi-bubbles” (bubbles with a wide size distribution) in the recovery by flotation of fines (“F” 40-13 μm) and ultrafines (“UF” < 13 μm) mineral particles of a copper/molybdenum sulphide ore, and compared with a standard mill laboratory procedure (STD). The sulphide ore correspond to the feed of Rougher flotation stage of the Chuquicamata concentrator, of the “Corporación Nacional del cobre del Chile”, Codelco S.A, (Chuquicamata mine – Codelco North Division). The mains parameters evaluated were the energy transferred to the pulp in the HIC stage (between 1-4 kwh·m-3) and time and volume of the middle size bubbles (MB, between 50-200 μm in this work) injection together with the bubbles generated by the flotation cell (> 600 μm). The results were evaluated through metallurgical recoveries and grades of Cu and Mo (concentrates and tailings), “true” flotation values and their degree of entrainment values. Finally, to assess the performance of flotation in the F and UF fractions, size by size copper and molybdenum recoveries were measured in the fractions > 40 μm; 40-15 μm; 15-5 μm and < 5 μm using micro-sieves to separation. The results showed that both techniques yielded higher metallurgical efficiencies than the mill standard, increase the process kinetic, decrease the degree of entrainment, with very similar concentrate grades. In the HIC studies, best results were obtained with values between 2-3 kwh·m-3 of energy transferred to the pulp. With 2 kwh·m-3, the copper metallurgical recovery up to 84% in the STD to 87%, and molybdenum up to 72% to 74%, with an increase in the kinetic constant rate and decrease of degree entrainment. In the flotation with a wide size bubbles distribution studies, copper metallurgical recovery was 2-3% higher than the STD, with kinetics constant rate between 4 and 4,4 min-1 (3 min-1 in STD). Size by size results showed, to both techniques, an increase in the Cu and Mo metallurgical recoveries in the F-UF fractions, mainly in the fractions < 5 μm and between 5-15 μm. The best results with HIC, were obtained an increase in the Cu metallurgical recoveries in these fractions of 5% (< 5 μm) and 7% (5-15 μm). The values to Mo were 3% and 9% respectively. In the flotation studies with MB`s injection, the gains were of 7% and 10% to Cu, and 3% and 10% to Mo. The results obtained are discussed in terms of physical, chemical and physico-chemicals parameters related to aggregation and capture (of particles by bubbles) phenomena and practical potential of theses techniques are envisaged.

O trabalho apresenta resultados comparativos, em escala de laboratório, de recuperação de sulfetos de cobre e molibdênio e inclui uma análise detalhada do estado da arte na flotação de partículas minerais finas (“F” 40 a 13 μm) e ultrafinas (“UF” < 13 μm) utilizando a técnica de flotação extensora (“extender flotation”) com diferentes tipos de óleos minerais. Os estudos foram realizados utilizando minério da usina concentradora da Mina Chuquicamata – Chile / Divisão Codelco Norte e visaram o aumento da recuperação de Cu e MO nas frações F-UF sem comprometer a recuperação das outras frações nem a qualidade do concentrado. No processo de flotação extensora, óleos não polares são utilizados na forma não emulsificada ou emulsificada (para aumentar sua difusão em solução aquosa) em concentrações da ordem de 20-120 g×t-1 juntamente com os coletores tradicionais. A palavra “extensora” refere-se ao fenômeno de espalhamento do óleo em superfícies hidrofóbicas, causando um aumento significativo na hidrofobicidade das partículas, e tem o sentido de extensão de uma película superficial sobre as partículas. Foram avaliados parâmetros químicos (tipo e concentração de óleo adicionado juntamente com os coletores convencionais), físicos (diâmetro de gotas dos óleos emulsificados), e operacionais (aspectos na geração de emulsões). Os resultados foram comparados com ensaio que simula o comportamento da flotação Rougher primária da empresa que processa os sulfetos (ensaio Standard - STD) e avaliados em termos de recuperações metalúrgicas, teores totais de Cu e Mo (concentrados e rejeitos), recuperação real (true flotation), constante cinética de flotação (K - modelo Klimpel) e grau de arraste hidrodinâmico das partículas de valor. Os melhores resultados foram encontrados na flotação extensora usando óleo Diesel emulsificado (> 60 g×t-1). As recuperações de Cu variaram entre 85 - 90 % (84 % no STD), com teores de Cu de 14 - 17 % (15 % Cu no STD) e 3,5 - 4,5 min-1 para a constante cinética de flotação comparada com 3 min-1 no Standard. Para a molibdenita (MoS2) os resultados apresentaram recuperações superiores a 78 % (72,6 % no STD) e ganho de recuperação real superior a 7 %. A adição de querosene emulsificado apresentou menores ganhos em relação ao óleo Diesel, que foram explicados pela interação existente entre os grupos naftênicos do Diesel e os sítios hidrofóbicos dos sulfetos. A flotação extensora com injeção de óleo Diesel não emulsificado mostrou redução significativa na constante cinética de flotação e não apresentou ganhos significativos na recuperação de Cu e Mo em comparação com o STD e resultados inferiores quando comparados com os ensaios EXT com o mesmo óleo emulsificado. Os estudospermitiram concluir que a técnica de flotação extensora com óleos contendo grupos naftênicos como o óleo Diesel e derivados, na forma emulsificada, aumenta a recuperação das partículas finas e ultrafinas de sulfetos de cobre e molibdênio. A interação das gotículas de óleo com as partículas dos sulfetos, com os coletores já adsorvidos, é caracterizada pela existência de etapas sucessivas de colisão, adesão, formação de lentes, espalhamento das lentes de óleo e agregação entre as partículas. Os resultados são discutidos em termos do aumento da hidrofobicidade e agregação das partículas F-UF por forças de efeito hidrofóbico. / The aim of this work was to evaluate, at laboratory scale, the effect of the extender flotation in the recovery by flotation of fines (“F” 40-13 μm) and ultrafines (“UF” < 13 μm) mineral particles of a copper/molybdenum sulphide ore, and compared with a standard mill laboratory procedure (STD). The sulphide ore correspond to the feed in the Rougher flotation stage from the Chuquicamata concentrator plant, of the “Corporación Nacional del cobre del Chile”, Codelco S.A, (Chuquicamata mine – Codelco North Division). Chemical parameters (type and oil concentration added with conventional collectors), physical parameters (emulsified oil drops diameter), and operational (aspects in the emulsion) were evaluated. Results were compared with the mill test that simulates the behaviour of the Rougher flotation of the plant that dresses the sulphide ore (Standard – STD). The main parameters were evaluated through metallurgical recoveries and grades of Cu and Mo (concentrates and tailings), “true” flotation values, process rate constant (Klimpel model) and the degree of hydrodynamic drag. Both oils yielded higher metallurgical efficiencies than the mill standard but better results were obtained with the extender flotation, with emulsified diesel oil (> 60 gt-1) and concentrate recoveries were in the order of 85-90 % (84 % in the STD), 14-17 % Cu grade (15 % Cu in the STD) and 3.5-4.5 min-1 for the Klimpel rate constant (compared to 3 min-1 in the STD). Compared with the molybdenyte (MoS2) the results yielded recoveries higher than 78 % (72,6 % in the STD) and a true flotation gain higher than 7 %. The emulsified kerosene oil yielded lesser gains compared to the Diesel oil, that may be explained by the interaction between the Diesel naftenic groups and the sulphide hydrophobic sites. The extender flotation with the non emulsified Diesel oil injection did not yielded significative gains in the recovery of Cu and Mo and it did not presented a significative reduction in the rate constant, with a thicker foam zone compared with the extender mill tests with the same emulsified oil. The studies allow to conclude that the extender flotation technique with oils containing naftenic groups as the Diesel oil, in the emulsified form, increases the recovery of F-UF particles of copper/molybdenum sulphide. Results are discussed in terms of the increase of the hydrophobicity and the aggregation of the F-UF particles by hydrophobic forces effect. The interaction of the oil drops with the sulphide particles, with adsorbed collector, is characterized by the existence of the steps of collision, adhesion, lenses formation, oil lenses spread and aggregation among particles.

Este trabalho teve como objetivo avaliar, em escala piloto, a separação/remoção de petróleo emulsificado em água por flotação por gás dissolvido (FGD), como alternativa ao método de separação gravitacional utilizado no tratamento primário de águas oleosas em plataformas marítimas, visando melhorar a qualidade do efluente descartado. Para os estudos de FGD foi projetado e construído um protótipo de um típico vaso desgaseificador, separador gravimétrico trifásico (gás, óleo e água) responsável pela primeira etapa de tratamento da água oleosa derivada da separação petróleo/água co-produzida. Neste foram realizadas modificações estruturais e operacionais visando aproveitar a grande quantidade de gás dissolvido, inerente as águas oleosas, como fonte de geração de microbolhas, típicas da flotação por gás dissolvido. Para os estudos de FAD piloto, em laboratório (LAO-REFAP), também foi desenvolvido um sistema contínuo de geração de emulsões óleo/água (água oleosas), para simular o efluente oleoso tratado por este equipamento, o qual permitiu reproduzir algumas das principais características da água oleosa industrial, como: pressão média de 11 Kgf/cm2 com grande quantidade de gás dissolvido, teor médio de óleo em torno de 600 mg/L, diâmetro médio das gotas de óleo após despressurização de 12 μm, temperatura média de 600C, concentração média de NaCl de 6 % e cerca de 50 mg/L de sólidos suspensos (sulfato de bário). Os principais parâmetros estudados na FAD piloto, em laboratório, foram o tipo de distribuidor de fluxo, forma de despressurização, concentração de floculante, concentração de óleo inicial e vazão de alimentação. Concluiu-se que é indispensável o uso de um agente que promova a desestabilização do óleo emulsificado e que a despressurização seja realizada próximo ao vaso flotador. A desestabilização do óleo emulsificado, em “flocos” de alta resistência, pode ser realizada eficientemente através da adição de 6 a 9 mg/L do polímero APV (álcool polivinílico), entretanto esta concentração pode ser consideravelmente reduzida melhorando-se as condições hidrodinâmicas empregadas na floculação. Os melhores resultados alcançaram uma eficiência de remoção de óleo de 94,5 %, produzindo uma água tratada com teor de óleo de 31,2 mg/L a partir de um efluente com 568 mg/L. Os estudos de FGD in situ, na Plataforma PNA-1, ratificaram as deduções realizadas em laboratório, onde os resultados serviram de base para o projeto de otimização da separação de óleos em plataformas marítimas. / This work aimed at the separation of emulsified petroleum in water by dissolved gas flotation (DGF) at pilot scale. The study was an alternative to gravity separation as a process to improve the quality of the discarded effluent in off-shore platforms. Thus, a "degassing" unit was designed and constructed following the main existing parameters in the platforms. This "Degas" prototype was a gravity separation unit (petroleum, gas and water) used as a primary process in the effluent treatment unit. This device was modified to take advantage of the dissolved gas to generate microbubbles, thus converting the equipment in a DGF unit. Moreover, an emulsion system was developed to characterize and simulate the oily production waters from the off-shore platforms. Main operating parameters were: 11 Kgf/cm2 pressure, 600 mgL-1 emulsified oil, 12 μm mean droplet-size, 60 oC, 60 gL-1 NaCl and about 50 mgL-1 BaSO4 solids content. Process parameters studied were type of microbubble diffuser, mode of despressurization, concentration of flocculant, oil concentration and flow-rate. Main conclusions are that emulsion destabilization by polymers and despressurization at the entry of the modified DGF unit were the main factors involved. Polyvinylalcohol in concentration of the order of 6-9 mgL-1 was the best flocculant found. The concentration required depends on flocculation hydrodynamics. Best results yielded 94.5 % oil removal giving an effluent with 31.2 mgL-1 (568 in feed). The studies conducted in the platform (Petrobrás-PNA-1) proved the results obtained in the pilot laboratory and serve to scale-up this alternative as part of the optimization measures adopted to minimize discharge values in the production waters.

Neste trabalho é estudada a alteração supérgena das rochas no maciço básico-ultrabásico de São João do Piaií, situado no sudeste do Piauí, Brasil. Trata-se de um maciço do tipo Alpino, com idade presumida entre 1000 - 1800 m.a., constituído de serpentinos circundados por gabros, gabro-olivínicos e dioritos. O ambiente em que a alteração se processa caracteriza-se pelo clima semi-árido, com térmicas caracterizados por altas temperaturas durante todo o ano e precipitação média anual de 600 mm, concentrada em apenas três meses do ano. O relevo é dominado por uma superfície levemente ondulada correspondente ao embasamento cristilino; ressaltam dessa superfície elevações de rochas sedimentares, na forma de cuestas e chapadas e o maciço de São João do Piauí, com encostas ora íngremes, ora suaves. O solo é raso, muito pouco desenvolvido e pobre; a vegetação é a caatinga. A alteração forma perfis delgados nas bordas do platô e perfis bastante espessos nas áreas de meia encosta, sopés de planície. O topo do maciço é tabular, sustentado por espesso nível de silcrete, sob o qual desenvolvem-se perfis com até 20 metros de espessura. Esse silcrete é um testemunho de antigos perfis existentes e hoje erodidos. Nos estágios iniciais, são alterados os minerais mais instáveis (brucita, carbonatos e serpentina II). Nas fácies saprolito, ocorre a alteração total dos três tipos de serpentina existentes, embora e serpentina II se altere primeiro, seguida da alteração da serpentina I e, finalmente, da alteração da serpentina III. Essa alteração se dá com formação de esmectitas férricas (nontronitas), ainda na fácies saprolito as emectitas mostram incipiente alteração em geothita. A cromita e a magnetita são pouco alteradas, motivo pelo qual esses minerais são encontrados em grande quantidade no horizonte superficial. As fácies horizonte superficial é rica em óxidos e hidróxidos de Fe, Mn, Al e Co, estruturados sob a forma de oólitos ) e por vezes soldados em crostas; contém ainda quantidades diminutas de esmectitas. A evolução geoquímica caracteriza-se pela perda acentuada do magnésio e concomitante retenção da sílica e do ferro. A evolução da alteração, além de ocorrer com retenção de sílica, favorece descendentes da mesma, proveniente do silcrete, provocando intensa silicificação nos perfis de platô, topo e meio das encostas. Essa silificação, porém, não atinge as baixadas, nem as frentes de alteração dos perfis. Os elementos menores, de uma maneira geral, se comportam como elementos residuais. O níquel, em particular praticamente não se concentra no platô e no topo das encostas; os perfis de meio, base das encostas e planície é que são enriquecidos. O enriquecimento em níquel é provocado pela contribuição da alteração dos perfis atuais e pela contribuição do níquel estocado dos antigos perfis. Em função do balanço geoquímico, calculado através das perdas e ganhos dos teores nas diferentes fácies do perfil de alteração, os elementos químicos mostram a seguinte escala de mobilidade: Mg > Ni > Si> Mn, Co > Fe, Al, Cu, Cr. O tipo de alteração interpretado a partir da composição dos principais minerais neoformados pode ser denominado de esmerização (bissialitização), com uma incipiente evolução à laterização. A jazida está localizada nas encostas, sopés e planície; os horizontes rocha alterada, saprolito grosseiro e saprolito argiloso constituem minério; que é do tipo silicatado. A jazida possui 20 x \'10 POT. 6t\' de minério (reserva medida), com teor médio de 1,57% Ni; é uma jazida relativamente pequena no cenário brasileiro. / This work is a study on the weathering of the São João do Piauí Precambrian basic-ultrabasic massif, which occurs in southeast Piauí, Brazil. This massif is of the \"Alpine\" type and comprises serpentinites surrounded by gabbros, olivinic-gabbros and diorites. The environment in which weathering occurs is characterized by a semi-aride climate, having high temperatures aII the year round and a mean annual rainfall of 600mm concentrated in only three months. The topography is dominated by a gently unduIating surface developed upon the crystalfine basement; projecting upwards from this surface are sedimentary rocks in form of cuestas and plateaus and the São João do Piauí massif with gentle slopes and some abrupt scarps. The soil is thin and poor; the vegetation is of the caatinga type. Weathering forms thin profiles at the margins of the plateau and very thick profiles on the middle hillsides, foot hills and lower plains. The top of the massif is tabular and sustained by a thick \"silcrete\" IeveI; beneath the sílcrete, thick profiles are developed. This siIcrete is an erosional vestige of ancient profiles. In the first stages, the minerals of lowest stability are weathered (brucite, carbonates and microcrystalline serpentine). In the saprolite facies, the total weathering of the three types of serpentine minerals occurs, microcrystalline serpentine first, followed by fibrous serpentine and finally by vein serpentine. The weathering products of these mafic silicates are nontronite, which itself shows incipient weathering to goethite. The superficial horizon facies is rich in crystaÌline oxides and hydroxides of Fe, Mn, AI e Co (mainly goethite), structured as oöids and contains smalI quantities of smectites. The geochemical evolution is characterized by a pronounced loss of magnesium oxide and by retention of silica and iron. The weathering process also favors downward. movement of silica derived from the silcrete and promotes marked silicification in the profiles of the plateau, upperhiIlsides and middle hillsides. This silicification does not reach the profiles of the foothills and plains nor the wethering front. The minor elements in general, behave like the residual ones. The plateau and upper hillside profiles are unproductive. However, Ni-ore is found in the profiles of the middle hillsides, foothills and plains. Ni-enrichment is results from a contributions from present weathering and from the Ni stock in the ancient profiles. As a function of the geochemical balance, calculated throught the proportions of the amount lost in the different facies, the elements show the following mobility scale: Mg > Ni> Si > Mn, Co > Fe, Al , Cu, Cr. The type of weathering as indicated by the principal neoformed minerals, may be called smectitization (bissialitization), with incipient evolution towards lateritization. The horizons of, altered rock, coarse saprolite and fine saprolite constitue a Ni-sílicate ore with estimated reserves of 20. \'20POT6t\' and a Ni content of 1.57%.

Não disponível. / Not available.

A pesquisa desenvolvida no distrito de Itabira (MG) teve como objetivo principal o estudo da textura, oxidação, abrandamento e distribuição do ferro. Desdobrou-se em itens menores, incluindo distribuição do minério, granulometria, recristalização e composição mineralógica e química. A concentração secundária do fósforo ocorre na canga a uma profundidade de 3,0 a 4,0 m. Concentra-se também no minério brando, na intrusiva metamorfisada alterada e na encaixante alterada. Em alguns casos o teor de fósforo pode ser utilizado para determinar se a encaixante fresca e semi-alterada é um xisto ou filito. Há quatro gerações de hematita: xistosa, proveniente dos sedimentos metamorfisados; compacta, formada pela recristalização da xistosa; neoformada que ocorre em bordos de cristais de martita e a última formada pela martilização da magnetita. As duas últimas não são representativas. A hematita e itabirito foram recristalizados, de início, em "núcleos" dispersos e depois constituíram lentes ou zonas. O grau de oxidação do minério diminui com a profundidade. A oxidação inicia-se antes do abrandamento e prossegue lentamente, mesmo após o abrandamento total do minério. O abrandamento do minério depende da granulação, porcentagem de talco, quartzo, tectonismo e os fatores morfológicos e topográficos da jazida. As características do minério duro e brando indicam que o segundo originou-se pelo abrandamento do primeiro. Apenas na zona superficial ocorre endurecimento do minério brando com um processo de cimentação que ocorre paralelamente à laterização e formação da canga. O cimento da canga é constituído em grande porcentagem de hematita de granulação mais fina. O teor de fósforo na canga é alto no cimento e mantém-se sem alteração nos blocos de hematita englobados. / Not available

As reservas medidas dos minérios do tipo laterítico e silexítico da região do Córrego do Garimpo, maciço alcalino-carbonatítico de Catalão I, GO, são da ordem de 30 milhões de toneladas de minério com teor médio de 7,56% de \'TR IND.2 O IND. 3\'. O minério silexítico, contendo 10,05% de \'TR IND.2 O IND.3\', é composto por quartzo, monazita, hematita e goethita, com barita, cerianita, fluorapatita e hollandita subordinadas. Monazita é o principal carreador de terras raras, uma vez que acerianita não é comum e é muito fina. A forma de ocorrência mais comum da monazita é como esferóides de poucos micrômetros de diâmetro, e com o mineral disposto em camadas concêntricas, dispersos na matriz de quartzo. A composição química da monazita inclui 57,6% de QTR, além de 3,3% de Sr. e nenhum Th detectável, que são fatores positivos em termos de aproveitamento econômico e ambientalmente responsável dos recursos. A distribuição das terras raras nos produtos separados por tamanho, densidade e susceptibilidade magnética indica concentração apenas na fração abaixo de 20\'mü\'m, metade dos elementos em 36% da massa, mas contendo 43% do Fe. O espectro de liberação do minério, obtida a partir de análise de imagens,indica péssima liberação da monazita em relação à ganga, e da ganga em relação à monazita. Como por exemplo, um concentrado com 50% de monazita permitiria a recuperação de apenas 24% do mineral. O espectro de liberação calculado simula muito bem ensaios de concentração de trabalhos anteriores. O minério laterítico contém 8,39% de \'TR IND.2 O IND. 3\', e 23,73% de \'Fe IND.2 O IND.3\'. Sua composição mineralógica é quartzo, fluorapatita, magnetita, ilmenita, hematita, goethita, monazita, gorceixita e anatásio, e subordinadamente pirocloro, priderita, vermiculita, hidrobiotita, zirconolita, calzirbita, baddeleyita e zircão. Os principais carreadores são a monazita, geralmente maciça mas muito porosa e apatita. A monazita contém 57,1% de OTR, 3,3% de Sr e novamente não contém Th. A apatita tem um teor de 1,4% de OTR, e 4,2$ de Sr, tornando esses elementos interessantes para recuperação como subproduto da fabricação de ácido fosfórico. Pirocloro, zirconolita e baddeleyita também contém ETR, mas são quantitativamente irrelevantes, enquanto que gorceixita pode apresentar até 1,6% dos elementos, apesar do mineral ser indesejado como carreador. A distribuição das terras raras nos produtos fracionados por tamanho, densidade e susceptibilidade magnética indica concentração exclusivamente nos finos, abaixo de 20\'müm\'m, com 70% dos elementos em 44% da massa, mas contendo 46% do Fe. O espectro da liberação do minério laterítico confirma a má liberação da monazita em relação à ganga, mas estipula ser possível descartar metade da massa sem perdas de monazita, uma vez que a liberação da ganga em relação à monazita é bem melhor. Um concentrado com 50% de monazita, por outro lado, recuperaria apenas 30% do mineral. Não foi possível simular ensaios de concentração pelo espectro de liberação porque inveriavelmente foi utilizada separação apenas por tamanho (deslamagem), que descaracteriza a amostrapara os subsequentes teste de concentração. O carbonatito mineralizado contém 6,64% de \'TR IND.2 O IND.3\', e é composto basicamente por magnesita, dolomita, monazita, estronianita, clinoenstatita, pirita e isokita. A monazita é o único carreador importante das terras raras, com 59,7% de OTR e 4,5% de Sr, e ocorre em prismas de secção hexagonal com um tubo interno. A liberação da ganga inicia-se a 64\'mü\'m, quando 50% está liberada, atingindo mais de 90% a 1\'müm\'m. A monazita, por outro lado, só está liberada a partir de 1\'mü\'m. / The two distinct ore kinds - latheritic and silexitic - of the Córrego do Garimpo, Catalão l, rare eath deposit display a total mesured reserve of 30 Mton, with a mean content of 7.56% RE2O3. The mineralogical composition of the silexitic ore, containing 10.5% RE2O3, is quartz, monazite, hematite and goethite, with minor barite, cerianite, fluorapatite and hollandite Monazite is by far the most important rare earth carrier, as cerianite is uncommon and very smal-sized. Monazite usually appears as spheroids a few micrometers large, dispersed through the quartz matrix. Its chemical composition shows 57.6% REO, besides 3.3% Sr, and no detectable Th. The onliest concentration of the rare earths after size, density and magnetic fractioning could be acchieved in the fines of the ore (< 20 \'mü\'m), displaying about half of the elements in 36% of the total mass, but 43% of the iron content concentrates in the fines. too. The silexitic ore\'s liberation spectrum, calculated after image analysis, indicates very poor monazite liberation from its gangue, and also poor gangue liberation from the monazite. lt is possible to predict, e.g., that only 24% of the monazite will be recorevered for a concentrate containing 50% of the phase. Simulations of concentration tests performed by other authors agree very welI with their results. The latheritic ore contains 8.39% RE2O3, and 23.73% Fe2O3. Its mineralogy is quite complex, and the main mineralogical coposition includes quartz, fluorapatite, magnetite, ilmenite, hematite, goethite, monazite, gorceixite and anatase. Piirochlore, priderite, veri¡culite, hydrobiotite, zirconolite, carzirtite, baddereyite and zircon were identified, too. Main rare earth carriers are monazite and apatite. Monazite contains 57.1% REO, 3.3% Sr and no detectable Th. Apatite\'s REO content is 1.4%,k, and, together with its Sr content of 4.2%, make this elements interestig for recovery as by-products. Other minor phases may contain some RE, but are irrelevant. Gorceixite may contain up to 1.6% RE, but is an undesired phase for concentration purposes. Again, the onliest concentration of the rare earths after size, density and magnetic fractioning could be acchieved in the fines of the ore (< 20 \'mü\'m), displaying about 70% of the elements in 44% of the total mass, but 46% of the iron content concentrates in the fines, too. The latheritic ore\'s liberation spectrum confirms monazite\'s poor liberation from its gangue, but the gangue liberation is not bad, as it is possible to discard 50% of the total mass without monazite ross. A concentrate containing 50% monazite, e.g., would come up for a monazite recovery of only 3o%. It has not been possible to simulate concentration tests performed by other authors using the liberation spectrum, as al the tests included desliming, and so changing all the sample\'s grade and size distributions. The mineralized carbonatite, containing 6.64% RE2O3, has a main mineralogy made of magnesite, dolomite, monazite, strontianite, clinoenstatite, pyrite and isokite. Monazite is the only important RE carrier, contains 59,7% REO and 4,5% Sr, and occurs as hexagonal prisms with a cavity along the prism. Prediction of the monazite liberation through image analysis states that monazite will be reasonably liberated only at particle sizes of about 1 \'mü\'m. It\'s gangue, on the other hand, displays 50% liberation at 64 \'mü\'m, and over 90% at .1\'mü\'m.

As mineralizações fosfatadas estudadas, localizadas próximas a cidade de Irecê, no centro oeste do Estado da Bahia, ocorrem associadas a níveis estromatolíticos encaixados nas rochas carbonáticas do Grupo Uma, do Proterozóico Superior (\'+ ou -\' 600 Ma.). As camadas apresentam-se localmente deformadas, posicionadas subverticalmente. Foram caracterizados quatro tipos de minérios, um primário, estromatolítico e três outros secundários (\"casa de abelha\", \"cascalho\" e \"relados\") formados pela alteração intempérica das rochas mineralizadas ou do minério primário. Os tipos \"casa de abelha\" e \"cascalho\" representam as fácies de alteração do minério primário encontrados associados, normalmente, em um mesmo perfil de alteração sob condições climáticas atuais. O intemperismo leva a um enriquecimento em \'P IND. 2\'\'O IND. 5\' por lixiviação dos carbonatos e preservação das apatitas. Nestes tips ocorre também um enriquecimento em ETR com o intemperismo. Apesar de sua alta estabilidade nas condições atuais, que são relativamente brandas, a aptita, único mineral portador de fósforo destas fácies, apresenta algumas feições de dissolução. Análises detalhadas ao RX e IV, revelaram que a apatita do perfil é do tipo fluorapatita empobrecida em \'CO IND.2\', com pequenas variações estruturais, ao longo do perfil. O minério fácies \"rolados\", do tipo nodular e do tipo brecha, é constituído de fragmentos estromatolíticos (com ou sem córtex aluminoso) cimentados por uma matriz alumino fosfatada (millisita). Os vazios são preenchidos por fosfato aluminoso da família da crandallita, apatita secundária, caolinita e gibbsita. Às apatitas secundárias do tipo fluorapatita sofrem uma pronunciada dissolução. A fácies \"rolados\" é formada pela evolução superficial do minério primário em condições tropicais mais úmidas, laterizantes e que certamente ocorreram em épocas anteriores. / The phosphate\' ore of Irecê, in the center-west of Bahia State, occurs associated with stromatolitics levels. The area of study insert in the sequence of carbonate rocks of Una Group, upeer Proterozoic ( \'+ ou -\' 600 Ma.). The study permited to Characterize four kinds of ore, one primary, stromatolitic, and other three secondary, \"casa de Abelha\", \"Cascalho\" and \"rolados\", formed by the weathering alteration of mineralized rocks. The \"casa de abelha\" and \"cascalho\" ores represent the alteration facies of primary ore under actual climatic conditions. The weathering induces to enrichment in \'P IND. 2\'\'O IND. 5\' content by leaching of carbonates and preservation of apatites. In these Kinds a enrichment in ETR due to weathering, also occurs. Apatite, the only phosphate mineral of those facies, show, although its high stability in the actual conditions, relatively mild, may present some features of dissolution. Analysis from RX and IV, reveal that the apatite\'s profile is the fluorapatite impoverishes in \'CO IND.2\' content, with small structural variations. The ore facies \"Rolados\", nodular kind and breccia kind, constituted of stromatolitics fragments (with or without aluminous coating) cemented by a aluminum phosphate groundmass (millisite) with voids filled by mineral of cranallite family, apatite, caolinite and gibbsite. High dissolution can occur in the secondary apatites kind fluoropatite. The \"rolados\" facies was formed by evolution superficial of primary ore in a wet, tropical climate, in lateritic weathering zone and they surely did occur in age ago.

As pilhas de homogeneização são uma das formas mais comuns de homogeneização e redução da variabilidade de minério que alimenta uma unidade de processamento mineral ou o mercado diretamente. Uma das maneiras de construir essas pilhas consiste em dispor o material vindo da lavra em camadas horizontais e, posteriormente, retomá‐los em fatias verticais. A caracterização deste material vindo da mina (blocos de lavra) é uma das principais tarefas do planejamento mineiro. Existem várias técnicas que podem ser utilizadas para estimativa dos teores destes blocos, tais como Krigagem e Inverso da Distância (ID). A simulação por Bandas Rotativas é mais uma delas e foi utilizada neste trabalho, pois é capaz de reproduzir a variabilidade in situ e a continuidade espacial dos dados, ao contrário de outros métodos de estimativa. Com os resultados destas simulações são traçadas as possíveis rotas de lavra, que otimizam os diversos fatores de engenharia e economia. A rota de lavra é de difícil modificação e determinará a seqüência dos blocos que irão construir as pilhas de homogeneização. As pilhas são caracterizadas pela forma, tamanho, arranjo e número de camadas. O incorreto dimensionamento pode acarretar perdas financeiras devido ao alto estoque e/ou a perdas em recuperação e teores na usina de beneficiamento. O método proposto é capaz de quantificar a variabilidade dos sistemas de homogeneização para os n cenários de lavra conforme modelos de blocos simulados. Para tal metodologia foi desenvolvida uma rotina capaz de realizar diferentes tamanhos de pilhas para as várias simulações. Os dados utilizados são provenientes dos depósitos de carvão da região Sul do Brasil. Os parâmetros utilizados para a medida da variabilidade foram conteúdo de cinza e teor de enxofre, contaminantes comuns nestes depósitos. A metodologia proposta indica que é possível reduzir a variabilidade do sistema. A incerteza associada às variáveis foi reduzida, um tamanho conveniente de pilhas foi determinado e testes foram realizados para reduzir ainda mais os riscos econômicos da mineradora. / Mixing piles are one of the most common strategies of homogenization and ore variability reduction for mineral processing plant feeding or direct market feeding. One of the ways to construct these piles is to dispose the mined material in horizontal layers and, posteriorly, take them into vertical slices. The characterization of this material from the mine (mining blocks) is one of the main tasks of the mine planning. There are several techniques that can be used to estimate the grades of these blocks, such as Kriging and Inverse of Distance (ID). Turning bands simulation is one of them, and it was used on this study, because it is able to generate n possible values for the grades of the mining blocks. With these simulations results the possibilities for mining routes, those optimize the several mining and economic factors. The mining route is hard to modify and it will determine the block sequence that will build the homogenization piles. The piles are characterized by their shape, size, arrangement and the number of layers. An incorrect design can lead to financial losses due to high stock mass and/or to loss in processing plant recovery and grades. The proposed method is able to quantify the variability of mixing systems for n mining settings from simulated mining blocks. For this methodology was developed a routine able to realize different pile sizes for several simulations. The data used come from coal deposits in southern Brazil. The parameters used for the variability measure were ash content and sulfur grade, common contaminants in these deposits. The proposed methodology indicates that is possible to reduce the system variability. The uncertainty associated to the variables was reduced, a proper pile size was determined and tests were made, resulting in lower economic risks for the mining company.

O desempenho do processamento mineral é influenciado por diversos fatores geológicos, como composição mineralógica, grau de alteração da rocha, teor de contaminantes, dureza, além de fatores do processo, como tipos e dosagem de reagentes utilizados na flotação, vazão de entrada de água/gás na célula, presença de lamas, entre outros. Contudo, por não apresentarem uma relação linear com o desempenho da planta, a predição desse desempenho, de um modo geral, é complicada. O estudo da relação entre as variáveis do processo e as propriedades da rocha permite prognosticar o desempenho dos processos metalúrgicos, aumentar a recuperação do minério, avaliar os riscos associados ao projeto e fazer uma análise econômica mais acurada deste. Assim, geologia e metalurgia, quando associadas a um bom planejamento de lavra, proporcionam melhor aproveitamento do recurso mineral, que, por sua vez, maximiza o valor econômico do empreendimento. Em vista disso, o objetivo do presente estudo é identificar e modelar as variáveis geológicas que interferem no beneficiamento de um minério silicatado de zinco e estimar a recuperação metalúrgica deste. As variáveis geológicas que interferem no processo foram identificadas por meio de testes de bancada e análises estatísticas multivariadas. Posteriormente, foram modeladas por meio de krigagem ordinária e krigagem de indicadores e, através de um modelo de regressão linear múltipla, a recuperação foi estimada com um intervalo de confiança de 95%. Com essa metodologia, foi possível obter o prognóstico da recuperação metalúrgica de zinco, cujo resultado mostrou boa aderência com os dados originais de testes de bancada, com uma porcentagem média de erro de 4%. Desta forma, a incorporação de variáveis geológicas permitiu estimar de modo mais preciso e acurado a resposta do minério na flotação. Portanto, a geometalurgia, através da integração de variáveis geológicas e teor do minério, provou ser uma ferramenta eficaz para a estimativa da recuperação metalúrgica de zinco, possibilitando melhorias no planejamento de lavra, nas rotas do processo, no beneficiamento e nos processos metalúrgicos. / A mineral processing plant performance is affected by several geologic factors, such as ore mineralogical composition, degree of alteration, contaminants grade, and hardness. Additionally, processing factors including type and dosage of flotation reagents, water/gas flow in flotation cells and mud content affect ore mass recovery. Unfortunately, the relationship between these factors is nonlinear, imposing severe difficulties to predict plant performance. The study between the interaction of process variables and rock properties allows metallurgical process performance prediction, increasing the ore recovery, providing risk assessment and accurate economic evaluation of the future mining operation. Thereby, geology and metallurgy, associated with a good mine planning, enhance mining efficiency, which, in turn, maximizes the economic value of the enterprise. Seeing that, the aim of this study is to identify and to model geological variables that interfere in the industrial process of a zinc silicate ore and estimate its metallurgical recovery. The geological variables affecting plant performance were identified by laboratory tests and multivariate statistics analysis. Next they were spatially modeled using ordinary kriging and indicator kriging, and through a multivariate linear regression model, the recovery was estimated at a confidence interval of 95%. Using this methodology, the prediction of zinc metallurgical recovery was obtained, and the result showed consistency with the lab tests used to predict stope´s zinc plant recovery, exhibiting a 4% average error. Thus, the incorporation of geological variables allowed precise and accurate estimation of the ore response in the flotation process. For this reason, geometallurgy, through the integration of geological variables and ore grade, proved that it is an effective tool for estimating zinc metallurgical recovery, therefore enabling improvements in mine planning, process routes and ore processing.