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 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.

Novas centrais térmicas utilizam carvão ROM (Run of mine) na sua alimentação. Sem o processamento do minério as flutuações de qualidade do carvão serão transferidas da mina para o consumidor final. Freqüentemente, contratos entre produtor-consumidor estabelecem limites pré-estabelecidos de parâmetros geológicos e tecnológicos como enxofre, cinzas e poder calorífico. Lotes de minério com qualidade fora dos limites estabelecidos podem ser rejeitados ou penalizados. O custo elevado dessas penalizações recomenda a homogeneização do minério ROM. As principais estratégias de homogeneização são as baseadas em técnicas geoestatísticas, as pilhas de homogeneização e as usinas de beneficiamento ou metalúrgicas. A estratégia de homogeneização baseada em técnicas geoestatísticas apresenta os menores custos de implementação, no entanto o conhecimento do depósito deverá ser fundamental. Tradicionalmente, essa estratégia de homogeneização utiliza um modelo de blocos gerado por um estimador tradicional, geralmente krigagem ordinária. A estimativa dos blocos por krigagem não considera a incerteza associada ao modelo geológico, não sendo adequada para prever flutuações locais Diferente da krigagem, os métodos de simulação geoestatística têm como objetivo reproduzir a variabilidade in situ e a continuidade espacial dos dados originais. Uma vez que os teores e sua variabilidade são estimados, flutuações da qualidade do minério podem ser previstas para determinada rota de lavra e certo tamanho de lote entregue ao consumidor. Diferentes tamanhos de lote são testados a fim de obter-se o controle das flutuações da qualidade do minério. Este trabalho apresenta um procedimento para acessar a variabilidade dos teores e predizer a sua flutuabilidade para diferentes tamanhos de lote em um estudo de mineração subterrânea de carvão no sul do Brasil. Simulação geoestatística e planejamento de lavra apropriado proporcionam uma solução para o problema de homogeneização de minérios.

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.

Novas centrais térmicas utilizam carvão ROM (Run of mine) na sua alimentação. Sem o processamento do minério as flutuações de qualidade do carvão serão transferidas da mina para o consumidor final. Freqüentemente, contratos entre produtor-consumidor estabelecem limites pré-estabelecidos de parâmetros geológicos e tecnológicos como enxofre, cinzas e poder calorífico. Lotes de minério com qualidade fora dos limites estabelecidos podem ser rejeitados ou penalizados. O custo elevado dessas penalizações recomenda a homogeneização do minério ROM. As principais estratégias de homogeneização são as baseadas em técnicas geoestatísticas, as pilhas de homogeneização e as usinas de beneficiamento ou metalúrgicas. A estratégia de homogeneização baseada em técnicas geoestatísticas apresenta os menores custos de implementação, no entanto o conhecimento do depósito deverá ser fundamental. Tradicionalmente, essa estratégia de homogeneização utiliza um modelo de blocos gerado por um estimador tradicional, geralmente krigagem ordinária. A estimativa dos blocos por krigagem não considera a incerteza associada ao modelo geológico, não sendo adequada para prever flutuações locais Diferente da krigagem, os métodos de simulação geoestatística têm como objetivo reproduzir a variabilidade in situ e a continuidade espacial dos dados originais. Uma vez que os teores e sua variabilidade são estimados, flutuações da qualidade do minério podem ser previstas para determinada rota de lavra e certo tamanho de lote entregue ao consumidor. Diferentes tamanhos de lote são testados a fim de obter-se o controle das flutuações da qualidade do minério. Este trabalho apresenta um procedimento para acessar a variabilidade dos teores e predizer a sua flutuabilidade para diferentes tamanhos de lote em um estudo de mineração subterrânea de carvão no sul do Brasil. Simulação geoestatística e planejamento de lavra apropriado proporcionam uma solução para o problema de homogeneização de minérios.

GOMES, Elenilza Nascimento. Protominérios e minérios de manganês de Juá-CE. 2013. 111 f. Dissertação (mestrado em geologia)- Universidade Federal do Ceará, Fortaleza-CE, 2013. / Submitted by Elineudson Ribeiro (elineudsonr@gmail.com) on 2016-04-01T18:04:33Z No. of bitstreams: 1 2016_dis_engomes.pdf: 9352587 bytes, checksum: d56a70e0454998df75b5cdb59fa2ba6b (MD5) / Approved for entry into archive by José Jairo Viana de Sousa (jairo@ufc.br) on 2016-05-19T21:10:47Z (GMT) No. of bitstreams: 1 2016_dis_engomes.pdf: 9352587 bytes, checksum: d56a70e0454998df75b5cdb59fa2ba6b (MD5) / Made available in DSpace on 2016-05-19T21:10:47Z (GMT). No. of bitstreams: 1 2016_dis_engomes.pdf: 9352587 bytes, checksum: d56a70e0454998df75b5cdb59fa2ba6b (MD5) Previous issue date: 2013 / The district Juá located between the municipalities of Choró and Quixadá in the state of Ceará, manganese occurrence records from the supergene enrichment of lenses and bands protominérios metamorphic silicate and silica-carbonate intercalated biotite gneisses Unit Cottons. The main occurrences are oriented EW to NW-SE to inflections, the ore bodies are boudinados and folded along with the host rocks of gneiss unit Cottons as a result of ductile deformation Brasiliana. The ruptile tectonics is also recorded in the area, as evidenced by the orientation of the main watercourses and systems of fractures observed in lithologies mapped according to orientations preferred NW-SE and NE-SW. The petrographic, mineral chemistry and X-ray diffraction enabled the differentiation of two main types of protominérios manganese: a predominantly manganesífera garnet (spessartine) and another where the ore is the mineral rhodonite (pyroxene manganesíferos). Both of protominérios essentially correspond to silicate containing varying amounts of oxides of silicon and aluminum. The supergene enrichment of protominérios generated massive ore containing pyrolusite, manganite, cryptomelane and todorokite in varying proportions. Apparently the pyrolusite and cryptomelane represent the dominant phases of the richest ores. The protominérios derived metamorphic reaction past tenses sediment containing (silicates, carbonates and oxides of manganese). Apparently the pyrolusite is the dominant phase of the richest ores. / O distrito de Juá localizado entre os municípios de Choró e Quixadá, no estado do Ceará, registra ocorrência de manganês proveniente do enriquecimento supergênico de lentes e faixas de protominérios metamórficos silicáticos e sílico-carbonáticos intercalados em biotita gnaisses da Unidade Algodões. As litologias aflorantes encontram-se dobradas constituindo estruturas antiformais e sinformais com eixos predominantemente orientados E-W com inflexões NW-SE. A tectônica rúptil foi evidenciada pela orientação dos principais cursos d’água e fraturas presentes nas rochas com orientações preferenciais NW-SE e NE-SW. No contexto geotectônico, os terrenos que ocorrem na área, margeiam a borda norte-nordeste do bloco arqueano de Pedra Branca, aflorando desde a região de Madalena/Boa Viagem até a região de Choró. Os protominérios podem ser diferenciados em dois tipos principais: um onde predomina granada manganesífera (espessartita) e outro, onde os minerais de minério dominantes são a rodonita e a piroxmangita (piroxênios manganesíferos). Ambos correspondem aos protominérios silicatados contendo teores variados de óxidos de silício, alumínio e cálcio. Os protominérios metamórficos provêm da reação de sedimentos pretéritos contendo carbonatos de manganês. O enriquecimento supergênico dos protominérios gerou minérios maciços contendo pirolusita, manganita, criptomelana e todorokita em proporções variadas. A pirolusita e a criptomelana representam as fases dominantes dos minérios mais ricos.

A caracterização do minério e sua previsão de resposta na unidade de processamento sempre estiveram incluídas em projetos de mineração. Os resultados dessa caracterização devem passar a integrar o modelo de recursos usados no planejamento de lavra. As etapas necessárias desde a caracterização mineral à sua modelagem 3D são referidas como modelo geometalúrgico. Nesse contexto, a rocha fosfática não é exceção e seu comportamento na usina deve ser projetado antecipadamente. O objetivo desse trabalho é distinguir diferentes tipologias de minério através de suas características mineralógicas, químicas e metalúrgicas. Essas características foram definidas a princípio por critérios descritivos de campo como mapeamento geológico de detalhe, seguidos por análise química dos teores e testes de desempenho que reproduzem em escala de bancada o processo de beneficiamento mineral. O mapa geológico foi usado como base para descrição de tipologias de minério e sua constituição mineralógica. Este mapa também foi utilizado para a seleção das amostras de sondagem e de curto prazo. Para atingir a massa necessária para os ensaios de bancada, uma ou mais amostras com as mesmas características e espacialmente correlacionadas foram agrupadas compondo um bloco amostral. Os blocos foram ensaiados numa planta piloto, que simula as etapas do tratamento de minério da planta industrial. Cada bloco recebeu uma característica descritiva em função dos valores de recuperação metalúrgica e mássica encontrados. Essas características foram cruzadas com as informações do mapeamento tipológico e domínios geometalúrgicos foram definidos. Observou-se a possibilidade de prever desempenhos de recuperação para os diferentes tipos de minério em concordância com o mapa geológico. Um modelo geometalúrgico foi gerado, empregando um método da geoestatística não linear para modelagem de variáveis categóricas, i.e., tipos de minério. A metodologia mostrou-se adequada, permitindo rapidez na atualização do modelo de blocos. / Ore characterization and its mass recovery and response at processing plants should be thoroughly studied and included in mining projects. The results of this orecharacterization should be part of the resource model used for mine planning. This modelling process is known as geometallurgy. In this context, phosphate rock is no exception and its behavior in terms of processing mass recovery should be predicted in advance. To help in this modelling process, this study aims at distinguishing different ore types through their mineralogical, chemical and metallurgical characteristics. They were defined by descriptive criteria such as geological mapping, followed by analysing the main chemical species and batch tests which reproduce the mineral processing plant flowsheet. The geological map was used as a basis fordescribing the ore types and their mineralogical constitution. This was also used for short term and drill hole samples selection. To achieve themass requiredfor thebatch tests, one or more samples with the same characteristics and spatially correlated were groupedto form a large volume sample or block. The blocks were tested at thepilot plant, which emulates the steps of processing the ore at the plant. Each block received a codeon the basis of its mass and metallurgicalyield values found.These characteristics were combined with the typological mapping and geometallurgical domains were identified. The results made possible to predict the performances of mass and metallurgical yield at various domains within the deposit starting with grouping the ore types in accordance with the geological map. A geometallurgical model was generated using a nonlinear geostatistics for modeling categorical variables, i.e. ore types. This methodology proved to be adequate, providing valid models and moreover permitting fast updating of the block model.

Este trabalho consistiu na caracterização tecnológica do minério primário de Riacho dos Machados (MG) para fins de seu tratamento por métodos de lixiviação por solução cianetada. O minério foi sujeito às seguintes etapas de estudo: (1) extração do ouro/prata por cianetação, em diferentes frações granulométricas para avaliar o grau de exposição do ouro cianetável, (2) ensaios de bottle roll test da cinética de extração do ouro em minério britado e moído e (3) comparação do desempenho de lixiviação em função do agente oxidante adicionado (ar, oxigênio e peróxido de hidrogênio) em condições ambiente. Os ensaios foram realizados em escala de laboratório. A amostra de minério estudada apresentou teores na faixa de 7 ppm de ouro e 2 ppm de prata. Os metais preciosos encontram-se na forma de partículas microscópicas e submicroscópicas. A extração máxima de ouro obtida foi de 90%. O uso de oxigênio e peróxido de hidrogênio adicionados à polpa representou um incremento apreciável na velocidade de dissolução do ouro. / This work evaluates the behavior in the cyanide leaching of primary gold ore from Riacho dos Machados (MG), central Brazil. This deposit belongs to Cia. Vale do Rio Doce. It was studied: (1) the extraction of gold/silver in different ore size to determine the liberation of precious metais, (2) the rate of extraction in bottle roll test with crushed and ground ores and (3) the effect of oxidants addition (air, oxigen and hydrogen peroxid) on gold/silver leaching at atmosphere pressure. The experiments were carried out in laboratory scale. The ROM ore had about 7 ppm of gold and 2 ppm of silver. The gold/silver particles had microscopic and submicroscopic sizes and in the leaching of ore of gold extraction was obtained 90%. The use of oxygen and hydrogen peroxide mixed with air increase the rate of gold dissolution.

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 Maurílio Figueiredo (maurilioafigueiredo@yahoo.com.br) on 2014-09-19T21:54:49Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_CaracterizaçãoRejeitoBeneficiamento.pdf: 6825812 bytes, checksum: e796cb99d0a71e3bdb6f7e3d07cf5e2b (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2014-11-07T11:48:56Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_CaracterizaçãoRejeitoBeneficiamento.pdf: 6825812 bytes, checksum: e796cb99d0a71e3bdb6f7e3d07cf5e2b (MD5) / Made available in DSpace on 2014-11-07T11:48:56Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_CaracterizaçãoRejeitoBeneficiamento.pdf: 6825812 bytes, checksum: e796cb99d0a71e3bdb6f7e3d07cf5e2b (MD5) Previous issue date: 2014 / Devido ao crescimento populacional e a busca por novas tecnologias, ocorre um aumento na demanda e exploração de bens naturais como, por exemplo, o minério de ferro que durante o seu processo de beneficiamento acaba gerando grandes volumes de rejeitos. Os rejeitos gerados na mineração acabam causando muitas discursões devido aos problemas ambientais que ocorrem nas regiões onde ocorrem as atividades minerárias. Buscando oferecer alternativas para diminuir o volume de materiais depositados nas barragens, a partir de melhoria nos processos de concentração, é realizado o estudo destes materiais através de sua caracterização, com o objetivo de promover a maior recuperação do minério de ferro presentes nos rejeitos através do seu reprocessamento. As técnicas de caracterização aplicadas neste estudo permitiram a identificação dos minerais presentes e a determinação de suas concentrações. Também foi feita a avaliação do comportamento destes materiais quando submetidos a uma alta variação de temperatura. Foram estudadas amostras de rejeitos gerados no processo de beneficiamento de minério de ferro, realizado por duas empresas distintas. Cada amostra foi dividida em faixas granulométricas e posteriormente submetidas a um tratamento térmico. As técnicas de caracterização utilizadas foram: análise mineralógica, microscopia óptica, análise química por fluorescência de raios X, análise termogravimétrica e difração de raios X. Os resultados obtidos através das técnicas de caracterização utilizadas mostraram que as amostras possuem composição mineralógica semelhante, tendo como principais minerais a hematita, quartzo, ghoetita e minerais argilosos, como a caulinita. Quanto ao tratamento térmico realizado neste trabalho não foi possível obter grandes alterações na composição cristalina das amostras, mas foram verificados em alguns casos a decomposição térmica de alguns minerais presentes nas amostras, como por exemplo, a caulinita, talco e ghoetita. ____________________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: Due to population growth and the search for new technologies, there is an increase in demand and exploitation of natural resources such as the iron ore, which during its beneficiation process, eventually generates large volumes of waste. The waste generated in mining generates many discursões due to environmental problems that occur in regions where the mining activities occur. Seeking to provide alternatives to reduce the volume of material deposited in dams, to improvement in merger cases, studies of these materials is accomplished through characterization, with the aim of promoting greater recovery of iron ore present in the tailings through its reprocessing. The characterization techniques applied in this study allowed the identification of minerals present and determination of their concentrations. Also made the evaluation the behavior of these materials when subjected to a high temperature variation. Samples of waste generated in the iron ore beneficiation process performed by two separate companies were studied. Each sample was divided into particle size ranges and subsequently subjected to a heat treatment. The characterization techniques employed were: mineralogical analysis, optical microscopy, chemical analysis by fluorescence X-ray, thermal analysis and X-ray diffraction. The results obtained from the characterization techniques used showed that the samples have similar mineralogical composition, having as the main minerals hematite, quartz, clay, ghoetita and kaolinite. About the heat treatment carried out in this work it was not possible to obtain large changes in the crystalline composition of the samples, but were observed in some cases the thermal decomposition of some minerals present in samples, such as kaolinite, talc and ghoetita.

Programa de Pós-Graduação em Engenharia Mineral. Departamento de Engenharia de Minas, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2014-11-20T17:57:03Z No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_AdiçãoResíduosSetor.pdf: 1839770 bytes, checksum: 9ffd4f0642c14c8207f217c0bffea800 (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2014-11-28T16:28:55Z (GMT) No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_AdiçãoResíduosSetor.pdf: 1839770 bytes, checksum: 9ffd4f0642c14c8207f217c0bffea800 (MD5) / Made available in DSpace on 2014-11-28T16:28:55Z (GMT). No. of bitstreams: 2 license_rdf: 22190 bytes, checksum: 19e8a2b57ef43c09f4d7071d2153c97d (MD5) DISSERTAÇÃO_AdiçãoResíduosSetor.pdf: 1839770 bytes, checksum: 9ffd4f0642c14c8207f217c0bffea800 (MD5) Previous issue date: 2013 / No Brasil existem vários problemas ambientais em relação a grande geração de resíduos pela indústria minero-metalúrgica. Como exemplo podem ser citados os processos de extração e beneficiamento de rochas ornamentais, escória geradas na siderurgia. Logo, o desenvolvimento de novas técnicas de reciclagem e reutilização de resíduos do setor, seria de grande utilidade para minimização dos impactos gerados por essas atividades. O presente trabalho pesquisou a incorporação de escória da fabricação de ferro-ligas de manganês e de finos da produção de artesanatos de pedra-sabão (esteatito) em tijolos solo-cal, substituindo parte do aglomerante, uma vez que os resíduos utilizados possuem características pozolânicas. Em uma primeira fase, os resíduos utilizados foram submetidos a uma caracterização física-mineralógica por meio dos seguintes ensaios: granulometria por peneiramento a úmido, difração de raios X, análise química, perda por calcinação, limite de Atterberg, densidade e determinação da área superficial. Posteriormente, foram confeccionados corpos de prova, utilizando traço 1:10 em proporção de 25, 50 e 75% em substituição a cal, para os períodos de cura de 28 e 60 dias. Finalmente, foi efetuada avaliação dos corpos de prova de solo-cal-resíduo corresponde aos ensaios de resistência à compressão simples com 28 e 60 dias de cura, ensaio de absorção d’água com 28 e 60 dias de cura e ensaio para classificação de resíduos sólidos para os corpos-de-prova solo-cal-resíduos que apresentaram melhores resultados nos ensaios anteriores. Os resultados obtidos mostraram que os corpos de prova solo-cal com 25% de incorporação de finos de pedra sabão com tempo de cura de 28 e 60 dias e o corpo de prova com 25% de incorporação de escória de ferro-ligas de manganês com tempo de cura de 60 dias apresentaram valores (2,10 MPa, 2,20 MPa e 2,10 MPa, respectivamente) acima da norma (≥ 2,0 MPa), tornando-os viáveis para a sua utilização como tijolos solo-cal. Tais corpos-de-prova que apresentaram resultados favoráveis foram classificados, de acordo com a norma de classificação de resíduos, como: Resíduos Classe II A – Não inertes. ______________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: There are, in Brazil, many environmental problems related to the big amount of waste generated by mining and metallurgical industry. As an example may be cited the processes of extraction and processing of ornamental stone, slag generated in the steel industry. Therefore, the development of new techniques of recycling and reusing of this sector´s waste, would be of great use in order to minimize the impacts generated by these activities. This study investigated the incorporation of slag from the manufacture of iron-manganese alloy and the powder from the production of Crafts soapstone (steatite), in clay-lime brick, replacing part of the binder since the waste materials have pozzolanic characteristics. In a first phase, the wastes were subjected to a physical-mineralogical characterization by the following tests: particle size by wet sieving, X-ray diffraction, chemical analysis, loss on ignition, Atterberg limits, density and superficial area determination .Subsequently, specimens were fabricated using trace ratio of 1:10 in a proportion of 25, 50 and 75%, in substitution of lime, to the curing periods of 28 and 60 days. Finally, was made an assessment of the clay-lime-residue specimens correspondent to tests of simple compressive strength at 28 and 60 days of curing, water absorption test with 28 and 60 days of curing and testing for waste classification of solid wastes for the specimens of clay-lime-waste that showed better results in previous trials. The results showed that the clay-lime samples with 25% incorporation of fine soapstone with curing time of 28 and 60 days and the specimen with 25% incorporation of slag iron-manganese alloys with time curing 60 days showed values (2.10 MPa, 2.20 MPa and 2.10 MPa, respectively) above the norm (≥ 2.0 MPa), making it viable for use as clay-lime bricks. Those samples that showed favorable results were classified, according to the classification of waste norm, as Waste Class II A- non inerts.