Estimar os teores de minério alimentando uma usina de beneficiamento não é uma tarefa trivial e é uma contínua fonte de controvérsia na indústria de mineração. Os teores determinados como parte do planejamento de lavra de curto prazo muitas vezes não são reproduzidos pela amostragem do fluxo contínuo de minério na planta, devido a problemas na amostragem e/ou interpolação de baixa qualidade de teores. Os teores são normalmente obtidos por amostragens periódicas do fluxo contínuo durante um dia ou por turnos e tomando a média das múltiplas amostras recolhidas. O erro padrão do teor médio depende da variabilidade do minério e a frequência (número) de amostras. Quanto maior o número de amostras coletadas, maior será a precisão da média calculada. Experimentos variográficos são normalmente utilizados para mapear a variabilidade dos teores durante certo período, e a variância de extensão é derivada desse variograma. Esta abordagem é demorada, cara e complicada, e, por conseguinte, a sua utilização é muitas vezes evitada na indústria de mineração. Em alguns casos, as pilhas de homogeneização são utilizadas na indústria de mineração para a redução da variabilidade nos teores de minério que alimentam as plantas de beneficiamento, fornecidos pelo planeamento mina de curto prazo. Vários métodos são utilizados no design das pilhas de homogeneização, e a maioria não incorporam o a variabilidade in situ que é intrínseca ao depósito mineral A metodologia proposta aqui investiga uma nova abordagem baseada em simulação dos teores de minério que alimenta a planta de beneficiamento e as pilhas de homogeneização. Modelos tridimensionais dos teores in situ são construídos usando simulações geoestatísticas. A continuidade espacial dos teores e sua variabilidade são reproduzidos em modelos com as mesmas características do depósito real. Estes modelos são utilizados no planejamento de mina e sequenciamento de lavra, transformando um modelo de blocos tridimensionais em uma sequência unidimensional de valores que alimentam a planta de beneficiamento (fluxo unidimensional) e/ou a pilha de homogeneização. O método combina pilhas longitudinais e simulações geoestatísticas para emular a variabilidade in situ, bem como a variabilidade dos teores da pilha retomada. Foi desenvolvido dois algoritmos de emulação: um para emular o processo de amostragem de fluxo contínuo e um emulador de blendagem/homogeneização para pilhas de homogeneização longitudinais. No algoritmo de amostragem, é emulado o intervalo de amostragem de um fluxo contínuo baseado unicamente em simulações geoestatísticas que imitam o processo de extração de várias amostras a intervalos diferentes e o erro relativo calculado para cada plano de amostragem, comparando a média das amostras contra a média real (média de todas as amostras do fluxo contínuo emulada). No emulador de blendagem/homogeneização, em que a entrada consiste na sequência pré-definida de lavra, o algoritmo foi aplicado a vários cenários simulados do depósito mineral Esta sequência é rearranjada pelo algoritmo, que seleciona os blocos que formam a pilha de cada modelo de blocos simulado, e simula a operação de empilhamento e retomada do material. Usando esta metodologia pode-se avaliar, dentro de um determinado período de tempo, a variabilidade dos teores para vários tamanhos de pilha, bem como a variabilidade interna dos teores da pilha quando determinada pilha é retomada. Os resultados de um estudo de caso em duas grandes minas de ferro mostraram consistência e forneceu estimativas satisfatórias de o erro de amostragem para vários intervalos de amostragem, utilizando os teores simulados. Além disso demonstra-se que a taxa de variabilidade nas pilhas de homogeneização diminui à medida que o tamanho da pilha aumenta e a variabilidade interna teores diminui para um dado tamanho de pilha, quando o número de camadas na pilha é aumentado. / Estimating the head grades from the ore feeding a processing plant is not a trivial task and is a continuing source of controversy in the mining industry. Grades determined as part of short-term mine planning are frequently not reproduced by sampling the continuous flow of ore at the plant, due to problems in the sampling and/or due to poor grade interpolations. Head grades are normally obtained by sampling the continuous flow periodically during a day or shift and taking the average of the multiple samples collected. The standard error of this mean grade depends on the ore variability and the frequency (number) of samples. The more samples that are taken, the higher the precision of the calculated mean. Variographic experiments are normally used to map grade variability during a certain period, and the extension variance is derived from this variogram. This approach is time-consuming, expensive, and cumbersome, and therefore its use is often avoided in the mining industry. In some cases, homogenization piles are used in the mining industry for variability reduction in the head grades of the ore feeding the processing plants provided by the short-term mine planning. Various methods are used when designing homogenization piles, and most fail to incorporate the in situ grade variability that is intrinsic to the mineral deposit The methodology proposed here investigates a novel approach based on simulating the grades of ore feeding the processing plant and the homogenization piles. In situ three-dimensional grade models are constructed using geostatistical simulations. Grade spatial continuity and variability are reproduced in models with the same characteristics of the real deposit. These models are used in mine planning and scheduling, transforming a threedimensional block model into a one-dimensional string of values feeding the plant (onedimensional flow) and/or the homogenization pile. The method combines longitudinal piles and geostatistical simulations to emulate the in situ variability as well as the reclaimed pile grade variability. It has been developed two emulator algorithms: one to emulate the process of sampling of continuous flow and a blending/homogenization emulator for longitudinal stockpiles. In the sampling algorithm, it is emulated the sampling interval from a continuous flow based solely on geostatistical simulations mimicking the process of extracting various samples at different intervals and calculate for each sampling scheme the relative error by comparing the average of the samples against the true mean (mean of all samples in the emulated continuous flow). In the blending/homogenization emulator, where the input consists of the pre-defined mining sequence, the algorithm has been applied to several simulated scenarios of the mineral deposit This sequence is re-arranged by the algorithm, which selects the blocks that will form the pile of each simulated block model, and simulates the operation of the stacking and reclaiming equipment. Using this methodology one can evaluate, within a certain period, the expected grade variability for various pile sizes as well as the internal grade variability when a given pile is reclaimed. Results from a case study at two large iron mines showed consistency and provided satisfactory estimates of the sampling error for various sampling intervals using the simulated grades. Also, it is demonstrated that the rate of variability in the homogenization piles decreases as the pile size increases and the internal grade variability decreases for a given pile size, when the number of layers in the pile is increased.

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

Não disponível. / Not available.

Todos os processos industriais são forçados a cumprir especificações de produto através da inserção de rigorosos parâmetros de controle, principaJmente devido à globalização do mercado. A tendência mundial indica que cada vez mais a cor passa a ser um parâmetro primordial para a colocação do produto no mercado. Neste contexto, uma das dificuldades da indústria mineral é a inexistência de equipamentos adequados para a medição da cor de polpas de minério durante o processamento mineral. Isto se verifica principalmente para os minerais industriais que são caracterizados, na maioria das vezes, em termos de índices de alvura e amarelamento. Este traballio tem como objetivo principal avaliar o uso do equipamento Colorcell, utilizado e desenvolvido pela empresa Renner-HerrmaIlll para a produção de tintas, na indústria de processamento mineral. Os ensaios foram realizados com um equipamento similar ao original. Para se compreender as variáveis operacionais do equipamento utilizou-se um produto à base de carbonato de cálcio natural. Após a delimitação das variáveis e definição de uma metodologia de trabalho, foram caracterizados outros minerais utilizados nas indústrias de tintas, papel e plásticos. O sistema Colorcell também foi utilizado para o controle do processamento de caulim de uma empresa da região sul do Brasil. Ensaios em laboratório permitiram o ajuste de um modelo cinético para a etapa de alvejamento da empresa. A tecnologia Colorcell indica que além dos resultados benéficos ao controle de processo é possível correlacionar a caracterização colorimétrica em polpa com o método tradicional de medição de cor.

Tese de doutoramento. Engenharia do Ambiente. Faculdade de Engenharia. Universidade do Porto. 2007

O presente estudo tem como proposta, identificar o modo como o mineral monazita se encontra no concentrado final de ilmenita. Este concentrado é o produto resultante do beneficiamento do minério extraído de depósitos do tipo pláceres, conhecidos como depósitos de areias pretas. Estes depósitos são formados por dunas litorâneas pertencentes à jazida do Guaju, no município de Mataraca-PB. Todo o processo de lavra e beneficiamento deste minério ocorre na Mina do Guaju, a qual é operada pela empresa Millennium Inorganic Chemicals do Brasil S/A, pertencente a Lyondell Chemical Company. A ilmenita é um mineral composto por óxido de ferro e titânio, FeTiO3. Quase toda a ilmenita produzida na mina é transferida para o processo de fabricação de pigmento. A exigência para o uso na fabricação de pigmento é de que o concentrado final de ilmenita tenha um teor mínimo de 53% de TiO2 e um teor máximo de 0,1% de P2O5, entre outras substâncias. A monazita é o principal mineral fonte de óxido de tório, que é radioativo. No processo de fabricação de pigmento, a monazita é um contaminante indesejado. De acordo com a proposta de trabalho, foi feito um estudo de caracterização mineralógica de amostras do concentrado final de ilmenita fornecidas pela empresa. Inicialmente foram feitas análises em lupa, onde muitos grãos de leucoxeno foram identificados. O leucoxeno é uma alteração da ilmenita que permanece com as mesmas características magnéticas e eletrostáticas, tornando impossível, assim, a sua separação no processo de concentração. Também foi verificada a existência de grãos de monazita liberados em pequenas quantidades neste concentrado, indicando uma provável ineficiência no processo de separação. Numa segunda etapa foram realizadas análises dos grãos de ilmenita com o uso de um Microscópio Eletrônico de Varredura (MEV) acoplado a um Espectrômetro de Dispersão de Energia (EDS), para permitir a determinação de elementos químicos na amostra. Esta análise teve como objetivo verificar a existência de inclusões de monazita nos grãos de ilmenita. Porém, o que se observou foi a existência de algumas inclusões de quartzo e de alguns vazios deixados, provavelmente, por inclusões arrancadas durante o processo de preparação das amostras. Alguns destes vazios apresentaram formas semelhantes a de cristais de monazita, indicando a possibilidade da existência de inclusões deste mineral. Entretanto, a quantidade de grãos com possíveis inclusões de monazita é muito pequena, sendo insignificante como contaminante do concentrado final. Embora alguns vazios se assemelhem à forma da monazita, nenhum dos resultados do EDS identificou vestígios de sua presença. Ao final deste estudo ficou evidente que a principal fonte de contaminação do concentrado final de ilmenita corresponde à monazita, a qual se encontra liberada neste concentrado. Desta forma, há a necessidade de se melhorar o processo de separação dos minerais, de modo que a quantidade de monazita no concentrado final seja a menor possível, não prejudicando o rendimento da recuperação de ilmenita. / This study aims to identify how the mineral monazite lies in ilmenite’s final concentrate. This concentrate is the resultant product of ore processing from placers deposits, knowledge as black sands’ deposits. These deposits are formed on the beach sands of Guaju’s bed, in Mataraca city. All the mining and the processing occur in the Guaju´s Mine, that’s operated by the Millennium Inorganic Chemicals do Brasil S/A, of Lyondell Chemical Company. The ilmenite is an iron-oxide and titanium mineral, FeTiO3. Almost all the ilmenite from Guaju’s Mine is transferred to pigment fabrication process. The pigment fabrication requires that the ilmenite´s concentrate have a minimum TiO2 (ilmenite) grade of 53% and a maximum P2O5 (monazite) grade of 0.1%. The monazite is the main thorium-oxide (ThO2) source mineral. In the pigment fabrication process the monazite is an undesired contaminant. In accordance with the work proposal, was made a study of mineralogical characterization of samples from final concentrate supplied by the company. Initially analyses in magnifying glass had been made, where many grains of leucoxene had been identified. The leucoxeno is an ilmenite’s alteration that remains with the same magnetic and electrostatic characteristics, this way making impossible its separation in the concentration process. Was verified the existence of free monazite grains in small amounts in this concentrate too. This indicates a probable inefficiency in the separation process. In one second stage analyses of ilmenite’s grains had been carried in Scanning Electron Microscope (SEM), connected to a Spectrometer of Dispersion of Energy (EDS), to allow the determination of chemical elements in the sample. This analysis had as objective to verify the existence of monazite’s inclusions in the ilmenite’s grains. However, the existence of some inclusions of quartz and some emptinesses left probably for inclusions pulled out during the sample preparation process was observed. Some of these emptinesses had presented similar forms to the monazite’s crystals, indicading the possibility of the existence of inclusions of this mineral. However, the amount of grains with possible monazite’s inclusions is very small, being insignificant as contaminant of the final concentrate. Although some emptinesses are similar to monazite’s crystals, none of the EDS’s results identified vestiges of its presence. At the end of this study it was evident that the main source of contamination of the ilmenite’s final concentrate corresponds to the monazite, which flows free in this concentrate. This way, this study shows the necessity of improving the minerals’ separation process in order to reduce the amount of monazite in the final concentrate, not harming the income of the ilmenite recovery.

Todos os processos industriais são forçados a cumprir especificações de produto através da inserção de rigorosos parâmetros de controle, principaJmente devido à globalização do mercado. A tendência mundial indica que cada vez mais a cor passa a ser um parâmetro primordial para a colocação do produto no mercado. Neste contexto, uma das dificuldades da indústria mineral é a inexistência de equipamentos adequados para a medição da cor de polpas de minério durante o processamento mineral. Isto se verifica principalmente para os minerais industriais que são caracterizados, na maioria das vezes, em termos de índices de alvura e amarelamento. Este traballio tem como objetivo principal avaliar o uso do equipamento Colorcell, utilizado e desenvolvido pela empresa Renner-HerrmaIlll para a produção de tintas, na indústria de processamento mineral. Os ensaios foram realizados com um equipamento similar ao original. Para se compreender as variáveis operacionais do equipamento utilizou-se um produto à base de carbonato de cálcio natural. Após a delimitação das variáveis e definição de uma metodologia de trabalho, foram caracterizados outros minerais utilizados nas indústrias de tintas, papel e plásticos. O sistema Colorcell também foi utilizado para o controle do processamento de caulim de uma empresa da região sul do Brasil. Ensaios em laboratório permitiram o ajuste de um modelo cinético para a etapa de alvejamento da empresa. A tecnologia Colorcell indica que além dos resultados benéficos ao controle de processo é possível correlacionar a caracterização colorimétrica em polpa com o método tradicional de medição de cor.

O objetivo deste trabalho foi desenvolver técnicas alternativas para remoção de íons, principalmente ferro, alumínio e sulfato, encontrados em efluentes gerados pelas atividades de mineração de carvão. Alguns desses efluentes, também denominados de drenagens ácidas de minas (DAM), causam grandes problemas ambientais devido ao seu alto volume e potencial de contaminação de solos e mananciais, pelos seus baixos valores de pH e elevadas concentrações de íons inorgânicos tóxicos e poluentes. Este trabalho resume as alternativas para remover íons sulfato, molibdato e íons metálicos de efluentes mineiros incluindo a neutralização, precipitação química (ou co-precipitação) sob diferentes reagentes e condições de pH. Entre esses íons, destaca-se a remoção de íons sulfato que é um processo difícil e custoso e, por esta razão, a ênfase foi focada neste elemento. Neste trabalho, duas alternativas foram desenvolvidas, segundo os mecanismos de interação entre sais de Al e íons sulfato, e avaliadas comparativamente sob aspectos técnicos e de avaliação de custos. A primeira alternativa consistiu na remoção de íons em meio ácido (pH 4,5), onde foi empregado um policloreto de alumínio (PAC) em uma razão mássica de PAC:SO4 2- = 7:1. Esta alternativa foi possível devido ao mecanismo de interação PAC-SO4 2- desenvolvido e comprovado pelo MAF (método colorimétrico Ferron), onde as diversas espécies de Al reagem de forma diferenciada com os íons sulfato. Espécies do tipo hidróxido de alumínio coloidal (Alc) podem “coagular” rapidamente com o íon sulfato e espécies do tipo Ala formam complexos solúveis, resultando no acréscimo de concentração residual de alumínio total. A cinética da reação entre PAC-SO4 2- também depende das espécies Alb - classificados como poliméricos - pois em sua ausência, a cinética reduz consideravelmente, devido à lenta polimerização do Al13. Os demais íons (Fe e MoO4 2-) foram co-precipitados na estrutura amorfa do hidróxido de alumínio gerado ou ainda como precipitados de hidróxidos. Esta alternativa permitiu uma remoção dos íons sulfato, da ordem de 66% (252 mg.L-1), a de íons molibdênio foi de 98% (0,04 mg.L-1), íons de ferro e alumínio foram removidos parcialmente (86% e 82%, respectivamente) e os íons manganês não são removidos de forma significativa, devido a solubilidade deste íon a este valor de pH. A segunda alternativa, desenvolvida para a remoção de altas concentrações de íons sulfato (> 1000 mg.L-1) e íons metálicos (ferro, alumínio e manganês), em um único processo, foi possível em pH 12. O mecanismo de co-precipitação/precipitação da maioria dos poluentes como hidróxidos ou coprecipitados, no caso dos íons sulfato via formação da etringita (3CaO.3CaSO4.Al2O3.31H2O), pela adição de cal e sais de alumínio numa razão mássica de Ca:Al:SO4 2- = 2:0.3:1. A estrutura deste mineral (etringita) apresenta uma vantagem na remoção de diversos íons pois é possível ocorrer modificações e agregar na sua formação íons como Pb, Sr, Cr, Si, Ti, Co, Mn, Fe, CO3 2-, CrO4 2-, IO3 1- e BO3 2-, além de ocorrer em conjunto a precipitação de hidróxidos metálicos devido ao pH alcalino do meio (pH 12). Neste meio alcalino, a remoção de íons molibdato não é eficiente devido a alta solubilidade deste ânion. Estas técnicas foram aplicadas ao tratamento, em nível de bancada e piloto, de um efluente ácido (DAM), oriundo de uma mina de carvão extinta e que possui concentrações elevadas de acidez e íons Mn, Fe, Al e SO4 2-. Os sólidos produzidos em todos esses processos de precipitação foram eficientemente separados usando microbolhas (via despressurização de água saturada com ar e com uma bomba multifásica), empregando como floculante um polímero não-iônico e água saturada a 5 atm. A Flotação por Ar Dissolvido (FAD) foi aplicada por mostrar maiores vantagens sobre a sedimentação, em termos de melhor qualidade da água tratada e pela elevada cinética. Os melhores resultados em escala bancada de remoção conjunta de íons metálicos e sulfato em meio alcalino (pH 12) foram atingidos com os parâmetros de FAD com 30% de reciclo de água saturada a 5 atm de pressão e 5 mg.L-1 de floculante, apresentando uma turbidez residual de 0,5 NTU para uma taxa de aplicação de 13 m3.m-2.h-1. Assim, a água produzida pela segunda alternativa em escala de laboratório mostrou-se tecnicamente mais eficiente, justificando a aplicação em escala piloto em um sistema inovador (processo-eequipamento), composto por um Reator-Gerador-de-Flocos (RGF®), seguido de flotação em uma célula de Flotação-de-Alta-Taxa (FADAT) com capacidade de 1-1,4 m3h-1, no tratamento de um efluente ácido SS-16 (São-Simão em Criciúma), devido às concentrações de íons sulfato menores do que 250 mg.L-1 e ausência de íons manganês e demais metais pesados. Os melhores resultados em escala piloto foram obtidos com 5 mg.L-1 de Qemifloc (polímero não-iônico), 30 mg.L-1 de oleato de sódio, taxa de reciclo de 40% e pH 12. As concentrações residuais de íons sulfato foram menores que 250 mgL-1 e as remoções de metais e sólidos acima de 90%. A unidade RGF®- FADAT ocupa um reduzido espaço e uma capacidade de tratamento da ordem de 13 m3m-2h-1 e mostrou um grande potencial para o tratamento da DAM e reúso da água na região. Outros íons constituintes nesta água (Cl-, etc) também ficaram dentro do limite permitido pelas legislações vigentes. Assim, se conclui que este último método de remoção demonstra ter um bom potencial no tratamento de DAM para reciclo de águas. / The aim of this work was to develop alternative techniques to remove sulfate, iron and aluminum from coal mining acid water. Aqueous effluents generated in mining activities (coal and metal sulfides mainly), especially the acid mine drainage (AMD), cause great environmental problems due to its high contamination potential for surface or underground water resources. AMD is often characterized by low pH values and high concentrations of toxic inorganic ions. This work summarizes alternatives to remove sulfate ions, molibdate and metal ions from mining effluents including neutralization, precipitation (or co-precipitation) under different reagents and pH conditions. Sulfate removal, is one of the most difficult and onerous task. Accordingly, main focus was addressed to this element. Thus, two alternatives were developed, following interactions between Aluminum salts and sulfate ions, and compared technically nd econonomically. The first alternative consisted of ions removal at pH 4.5, using polyaluminum chloride (PAC). at a PAC:SO4 2- = 7:1 mass ratio. This alternative was possible due to the interaction mechanism of PAC-SO4 2-, confirmed in this work by the FAM (Ferron colorimetric method). Herein, the diverse Al species react differently with sulfate, namely the hydroxides type species such as colloidal aluminum (Alc), that lead to a quickly coagulation with sulfate. More, Ala species form soluble complexes, responsible of the increase in residual total aluminum concentration. The reaction kinetic between PAC-SO4 2- also depends on the Alb species - classified as polymeric - hence in its absence, the process kinetic reduces considerably, due to slow polymerization of the Al13. Also iron and MoO4 2- ions were co-precipitated by the amorphous structure of aluminum hydroxide generated. This alternative allowed to sulfate removal values of the order of 66% (252 mg.L-1), 98% molybdenum ions removal (0,04 mg.L-1) and iron and aluminum ions were partially removed (86% and 82%, respectively). Conversely, manganese ions were not removed efficiently, due to the high solubility at this pH value. The second alternative, developed for high sulfate concentrations removal (>1000 mg.L-1) and metallic ions (iron, aluminum and manganese), in a single stage, was possible at pH 12. The co-precipitation/precipitation mechanism of the majority of the pollutants as hydroxides or co-precipitated, in the case of sulfate by ettringite formation (3CaO.3CaSO4.Al2O3.31H2O), by lime and aluminum salts addition at a mass ratio of Ca:Al:SO4 2- = 2:0.3:1. The structure of this mineral, ettringite, presents the advantage for the uptake of diverse ions, namely Pb, Sr, Cr, Si, Ti, Co, Mn, Fe, CO3 2-, CrO4 2-, IO3 1- and BO3 2-, this occurring independently on the metallic hydroxides precipitation at alkaline pH (pH 12). In this basic medium, the molibdate ions were not removed because the high solubility of this anion. These techniques were applied at bench and pilot scales, to an acid wastewater treatment (effluent from an abandoned coal mine) which contain a high acidity and fairly high concentrations of Mn, Fe, Al and SO4 2- ions. The solids (sludge) produced in all these precipitation processes were efficiently separate using microbubbles (by depressurization of water saturated using a multiphase bomb), nonionic polymer flocculant. Dissolved Air Flotation (DAF) was applied because showed higher advantages over settling, in terms of better quality of the treated water and a high kinetic. Best results at bench scale of both metallic ions and sulfate removal were obtained at pH 12, with 30% of recycle of the saturated water at 5atm and using 5 mg.L-1 flocculant. The residual turbidity of the treated water was 0.5 NTU at 13 m3.m-2.h-1 throughput. Thus, the water produced with this second alternative at laboratory scale was found to be more efficient and for this reason was applied at a pilot scale treating an AMD, in an innovative system (process-and-equipment), constituted of a Floc Generator Reactor (FGR®), and coupled to a High Rate Flotation Cell (FADAT). This plant was constructed at São-Simão-Criciúma city to treat and best results were obtained with 5 mg.L-1 of Qemifloc (no-ionic polymer), 30 mg.L-1 of sodium oleate, recycle ratio of 40% and pH 12. Results showed residual concentrations of sulfate ions lower than 250 mg.L-1 and removal of ions and solids reaching 90%. The unit FGR-FDAT presents a low footprint and a high throughput (13 m3m-2h-1) and showed a great potential for the AMD treatment and the reuse of this water in the region. Others ions that constitute in this water (Cl-, etc) also were within the emission levels. Finally, it is concluded that the technique here proposed has a good potential for AMD treatment and water reuse.

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.

Estimar os teores de minério alimentando uma usina de beneficiamento não é uma tarefa trivial e é uma contínua fonte de controvérsia na indústria de mineração. Os teores determinados como parte do planejamento de lavra de curto prazo muitas vezes não são reproduzidos pela amostragem do fluxo contínuo de minério na planta, devido a problemas na amostragem e/ou interpolação de baixa qualidade de teores. Os teores são normalmente obtidos por amostragens periódicas do fluxo contínuo durante um dia ou por turnos e tomando a média das múltiplas amostras recolhidas. O erro padrão do teor médio depende da variabilidade do minério e a frequência (número) de amostras. Quanto maior o número de amostras coletadas, maior será a precisão da média calculada. Experimentos variográficos são normalmente utilizados para mapear a variabilidade dos teores durante certo período, e a variância de extensão é derivada desse variograma. Esta abordagem é demorada, cara e complicada, e, por conseguinte, a sua utilização é muitas vezes evitada na indústria de mineração. Em alguns casos, as pilhas de homogeneização são utilizadas na indústria de mineração para a redução da variabilidade nos teores de minério que alimentam as plantas de beneficiamento, fornecidos pelo planeamento mina de curto prazo. Vários métodos são utilizados no design das pilhas de homogeneização, e a maioria não incorporam o a variabilidade in situ que é intrínseca ao depósito mineral A metodologia proposta aqui investiga uma nova abordagem baseada em simulação dos teores de minério que alimenta a planta de beneficiamento e as pilhas de homogeneização. Modelos tridimensionais dos teores in situ são construídos usando simulações geoestatísticas. A continuidade espacial dos teores e sua variabilidade são reproduzidos em modelos com as mesmas características do depósito real. Estes modelos são utilizados no planejamento de mina e sequenciamento de lavra, transformando um modelo de blocos tridimensionais em uma sequência unidimensional de valores que alimentam a planta de beneficiamento (fluxo unidimensional) e/ou a pilha de homogeneização. O método combina pilhas longitudinais e simulações geoestatísticas para emular a variabilidade in situ, bem como a variabilidade dos teores da pilha retomada. Foi desenvolvido dois algoritmos de emulação: um para emular o processo de amostragem de fluxo contínuo e um emulador de blendagem/homogeneização para pilhas de homogeneização longitudinais. No algoritmo de amostragem, é emulado o intervalo de amostragem de um fluxo contínuo baseado unicamente em simulações geoestatísticas que imitam o processo de extração de várias amostras a intervalos diferentes e o erro relativo calculado para cada plano de amostragem, comparando a média das amostras contra a média real (média de todas as amostras do fluxo contínuo emulada). No emulador de blendagem/homogeneização, em que a entrada consiste na sequência pré-definida de lavra, o algoritmo foi aplicado a vários cenários simulados do depósito mineral Esta sequência é rearranjada pelo algoritmo, que seleciona os blocos que formam a pilha de cada modelo de blocos simulado, e simula a operação de empilhamento e retomada do material. Usando esta metodologia pode-se avaliar, dentro de um determinado período de tempo, a variabilidade dos teores para vários tamanhos de pilha, bem como a variabilidade interna dos teores da pilha quando determinada pilha é retomada. Os resultados de um estudo de caso em duas grandes minas de ferro mostraram consistência e forneceu estimativas satisfatórias de o erro de amostragem para vários intervalos de amostragem, utilizando os teores simulados. Além disso demonstra-se que a taxa de variabilidade nas pilhas de homogeneização diminui à medida que o tamanho da pilha aumenta e a variabilidade interna teores diminui para um dado tamanho de pilha, quando o número de camadas na pilha é aumentado. / Estimating the head grades from the ore feeding a processing plant is not a trivial task and is a continuing source of controversy in the mining industry. Grades determined as part of short-term mine planning are frequently not reproduced by sampling the continuous flow of ore at the plant, due to problems in the sampling and/or due to poor grade interpolations. Head grades are normally obtained by sampling the continuous flow periodically during a day or shift and taking the average of the multiple samples collected. The standard error of this mean grade depends on the ore variability and the frequency (number) of samples. The more samples that are taken, the higher the precision of the calculated mean. Variographic experiments are normally used to map grade variability during a certain period, and the extension variance is derived from this variogram. This approach is time-consuming, expensive, and cumbersome, and therefore its use is often avoided in the mining industry. In some cases, homogenization piles are used in the mining industry for variability reduction in the head grades of the ore feeding the processing plants provided by the short-term mine planning. Various methods are used when designing homogenization piles, and most fail to incorporate the in situ grade variability that is intrinsic to the mineral deposit The methodology proposed here investigates a novel approach based on simulating the grades of ore feeding the processing plant and the homogenization piles. In situ three-dimensional grade models are constructed using geostatistical simulations. Grade spatial continuity and variability are reproduced in models with the same characteristics of the real deposit. These models are used in mine planning and scheduling, transforming a threedimensional block model into a one-dimensional string of values feeding the plant (onedimensional flow) and/or the homogenization pile. The method combines longitudinal piles and geostatistical simulations to emulate the in situ variability as well as the reclaimed pile grade variability. It has been developed two emulator algorithms: one to emulate the process of sampling of continuous flow and a blending/homogenization emulator for longitudinal stockpiles. In the sampling algorithm, it is emulated the sampling interval from a continuous flow based solely on geostatistical simulations mimicking the process of extracting various samples at different intervals and calculate for each sampling scheme the relative error by comparing the average of the samples against the true mean (mean of all samples in the emulated continuous flow). In the blending/homogenization emulator, where the input consists of the pre-defined mining sequence, the algorithm has been applied to several simulated scenarios of the mineral deposit This sequence is re-arranged by the algorithm, which selects the blocks that will form the pile of each simulated block model, and simulates the operation of the stacking and reclaiming equipment. Using this methodology one can evaluate, within a certain period, the expected grade variability for various pile sizes as well as the internal grade variability when a given pile is reclaimed. Results from a case study at two large iron mines showed consistency and provided satisfactory estimates of the sampling error for various sampling intervals using the simulated grades. Also, it is demonstrated that the rate of variability in the homogenization piles decreases as the pile size increases and the internal grade variability decreases for a given pile size, when the number of layers in the pile is increased.