Programa de Pós-Graduação em Engenharia de Materiais. Rede Temática em Engenharia de Materiais, Pró-Reitoria de Pesquisa e Pós-Graduação, Universidade Federal de Ouro Preto. / Submitted by Oliveira Flávia (flavia@sisbin.ufop.br) on 2014-12-04T20:26:12Z No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_MoabilidadeMoagemSecundária.pdf: 2445565 bytes, checksum: 965028769a40368bbcddff723cae8d43 (MD5) / Approved for entry into archive by Gracilene Carvalho (gracilene@sisbin.ufop.br) on 2014-12-05T16:22:05Z (GMT) No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_MoabilidadeMoagemSecundária.pdf: 2445565 bytes, checksum: 965028769a40368bbcddff723cae8d43 (MD5) / Made available in DSpace on 2014-12-05T16:22:05Z (GMT). No. of bitstreams: 1 DISSERTAÇÃO_MoabilidadeMoagemSecundária.pdf: 2445565 bytes, checksum: 965028769a40368bbcddff723cae8d43 (MD5) Previous issue date: 2008 / Neste trabalho são estudadas as características de 06 diferentes amostras de pellet-feed de minérios de ferro, provenientes de 4 minas, e são avaliadas suas influências no comportamento durante a moagem. As etapas experimentais consistiram de análises de granulometria, mineralogia, química e porosidade. Em seguida estudou-se a correlação das características investigadas com os resultados dos ensaios de moabilidade e desenvolveram-se modelos estatísticos de previsão. Foram encontrados três modelos para previsão de moabilidade pelo índice Kb. No primeiro modelo, os teores de goethita e hematita martítica explicaram mais de 88% da variação da moabilidade, sendo o modelo estatisticamente correto com menor coeficiente de correlação. No segundo modelo, o teor de goethita e a densidade aparente, independentemente dos demais valores para as variáveis mineralógicas, químicas, físicas e microestruturais, explicaram mais de 96% das alterações da moabilidade dos minérios estudados. No terceiro modelo, os teores de hematita especular mais hematita granular e de goethita, juntamente com a densidade e a superfície específica, mostraram-se responsáveis por mais de 99% das variações observadas nas moabilidades dos minérios estudados. ______________________________________________________________________________________________ / ABSTRACT: This work studies the characteristics of 06 different pellet-feed samples, produced from iron ores of 04 mines, and evaluates their influences in the behavior during grinding. The experimental procedures included grain size analysis, mineralogy, chemical analysis and porosity measurements. The characteristics of the samples were correlated to their grindability through statistical modeling. Three models revealed to be effective in predicting the grindability of the iron ore pellet-feeds. In the 1st model, the goethite and martitic hematite contents explained more than 88% of the grindability variation, yet being the model with the smallest correlation coefficient. In the 2nd model, the goethite content, together with the apparent density, independently of the other values for the mineralogical, chemical, physical and micro-structural variables, explained more than 96% of the changes in grindability of the ores studied. In the 3rd model, the specular plus granular hematite content, together with the goethite content, the density and especific surface area showed to be responsible for more than 99% of the changes in grindability of the iron ore pellet-feeds studied.

Este trabalho teve como objetivo estudar, em escala de laboratório, o tratamento de ultrafinos (lamas) de minério de ferro por flotação em coluna visando obter concentrados com características de pellet feed (~ 65 % Fe, ~ 3 % de alumina + sílica). A amostra de ultrafinos de minério de ferro (lamas) foi fornecida pela Vale - Mina do Pico/MG e obtida em uma planta piloto, usando o minério ROM, através de dois estágios de ciclonagem (o overflow do segundo estágio de ciclonagem foi coletado e espessado). Os resultados foram avaliados em termos de recuperação metalúrgica e teores de Fe e contaminantes SiO2 e Al2O3 (concentrados e rejeitos). A amostra foi caracterizada quanto à distribuição granulométrica (via difração laser), classificação por sedimentação (obtenção de alíquotas para análises granuloquímicas), composição química (fluorescência de raios-X) e composição mineralógica (difração de raios-X e microscopia eletrônica de varredura com análise mineralógica através do sistema QEMSCANTM). A distribuição de tamanho de partícula mostrou-se extremamente fina (Dsauter = 5 um), com 50 % da amostra (em volume) menor do que 3 um. A caracterização química da amostra mostrou 49 % de Fe, 10 % de sílica, e 9,2 % de alumina, assim como outros elementos em menor percentual como TiO2 (0,42 %), Mn (0,34 %), P (0,23 %), MgO (0,12 %) e CaO (0,08 %). A análise mineralógica indicou que os principais minerais portadores de ferro foram hematita e goethita, enquanto que caulinita, quartzo e gibbsita, foram os principais minerais de ganga. Análises de tamanho de partícula, químicas e mineralógicas, das frações separadas por sedimentação, mostraram que as frações “finas” (D90 = 22,1 μm, D50 = 11,9 μm, D10 = 5,4 μm; 14,7 % em massa) apresentaram elevadas proporções de hematita e quartzo, enquanto que as frações “coloidais” (D90 = 3,9 μm, D50 = 1,0 μm, D10 = 0,26 μm; 60,5 % em massa) apresentavam maiores proporções de caulinita e goethita. Estudos de MEV – QEMSCAN indicaram elevado grau de liberação da hematita e do quartzo na fração fina. A caulinita apresentou forte associação com a goethita e baixa liberação, principalmente na fração coloidal. Os estudos de flotação em coluna mostraram que tanto a flotação direta, quanto a flotação catiônica reversa, apesar de não atingirem os teores de pellet feed, foram capazes de enriquecer consideravelmente os ultrafinos (lamas) de minério de ferro. Os melhores resultados mostraram que, na flotação direta, utilizando as técnicas de condicionamento em alta intensidade (CAI) e a flotação extensora (EXT), é possível obter um concentrado com 62 % de Fe, 2 % de sílica, e 3,7 % de alumina, com 35,7 % de recuperação metalúrgica. Estudos de classificação pré-flotação reversa mostraram que é possível enriquecer os ultrafinos de minério de ferro para 56-57 % de Fe, com 4-5 % de alumina (35-43 % de recuperação metalúrgica). Os estudos de flotação reversa mostraram que, dependendo da eficiência de classificação, concentrados com teores da ordem de 60-64 % de Fe, 1,8-3,7 % de sílica e 1,9-3,8 % de alumina, com uma recuperação metalúrgica global entre 32-42%, podem ser obtidos. Os melhores resultados mostraram que, na flotação reversa utilizando o condicionamento em alta intensidade (CAI) e a flotação extensora (EXT), é possível obter um concentrado com 64 % de Fe, 1,8 % de sílica, e 1,9 % de alumina com 42,7 % de recuperação metalúrgica global. O efeito da flotação com bolhas geradas por reciclo de polpa também foi avaliado. Os resultados são discutidos em termos dos parâmetros físicos, químicos e físico-químicos relacionados à contaminação superficial, baixa seletividade na agregação/floculação e captura (partículas ultrafinas-bolha). / The aim of this work was to evaluate, at laboratory scale, the feasibility of producing pellet grade concentrate (~ 63% Fe and ~ 3% combined alumina and silica) by beneficiation of ultrafine iron ore tailing (slime) using column flotation. In order to assist the experimental investigations also was carried out a detailed characterization of the slime. The ultrafine iron ore tailing sample was provided by Vale - Pico Mine/MG and was obtained, by cycloning, in a two-stage classification circuit using the ROM ore (the overflow of the secondary cyclone was collected and thickened). The results were evaluated through metallurgical recoveries and grades of Fe and contaminants SiO2 and Al2O3 (concentrates and tailings). The characterization of the iron ore slime consisted of various methods, including size analysis (via laser diffraction), classification (sedimentation technique - in order to collect samples in each size range), chemical analysis (X-ray fluorescence) and mineralogical analysis (X-ray diffraction study and quantitative evaluation of mineralogy by scanning electron microscopy - QEMSCANTM system). Particle size measurements showed that the slime was extremely fine (Dsauter = 5 m) with substantial amount of particles below 3 m (50 % by volume, D80 of the distribution was about 10 micron). Chemical analysis of iron ore slime revealed that the sample on an average contained Fe (49 %), silica (10 %), alumina (9.2 %) and other less representative radicals such as TiO2 (0.42%), Mn (0.34%), P (0.23 %), MgO (0.12%) and CaO (0.08%). The characterization studies by X-ray diffraction revealed that hematite and goethite were the main iron-bearing minerals, while kaolinite, quartz and gibbsite were the main gangue mineral constituents. Particle size measurements, chemical and mineralogical compositions of fractions obtained by sedimentation also were carried out for each size range. It was verified that hematite and quartz were present in great quantity in the fine size fractions (D90 = 22.1 μm, D50 = 11.9 μm, D10 = 5.4 μm; 14.7 % by mass) while, kaolinite and goethite were more abundant in the colloidal size fractions (D90 = 3.9 μm, D50 = 1.0 μm, D10 = 0.26 μm; 60.5 % by mass). MEV – QEMSCAN studies indicated that the degree of liberation of both hematite and quartz minerals were substantial in coarser size classes. Kaolinite was closely associated with goethite and showed poor liberation. Column flotation studies (25 mm diameter glass column) showed that both, direct flotation and reverse cationic flotation of silica, are possible alternatives to improve the grade of the ultrafine iron ore tailing. The direct flotation results indicated that concentrates with grades of more than 62% Fe (2 % silica, and 3.7 % alumina) with metallurgical recovery of 35.7 % could be achieved. Classification experiments done prior to reverse flotation studies indicated excellent rejection of alumina (kaolinite) could be obtained through physical separation. The grade of the slime could be improved to 56 % Fe and 4-5 % alumina (35-43 % Fe recovery). Reverse flotation studies indicated that, depending on the classification efficiency, concentrates with grades of the order of 60-64% Fe, 1.8-3.7 % silica and 1.9-3.8 % alumina with global metallurgical recovery between 32-42 % could be achieved. The effect of the extender flotation, high intensity conditioning (HIC) as a pre-conditioning stage of pulp, and flotation with fine bubbles generated by tailings recirculation were also evaluated. The results obtained are discussed in terms of physical, chemical and physico-chemicals parameters related to particle surface contamination, poor selectivity in the aggregation/flocculation step and capture (of ultrafine particles by bubbles) phenomena.

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.

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.

Tese (doutorado)—Universidade de Brasília, Faculdade de Tecnologia, Departamento de Engenharia Civil e Ambiental, 2015. / Submitted by Fernanda Percia França (fernandafranca@bce.unb.br) on 2015-12-21T13:00:26Z No. of bitstreams: 1 2015_PauloAndréCharbel.pdf: 24712916 bytes, checksum: c378d26aa4efb7d9f1db073818658ae7 (MD5) / Approved for entry into archive by Raquel Viana(raquelviana@bce.unb.br) on 2016-01-07T18:32:30Z (GMT) No. of bitstreams: 1 2015_PauloAndréCharbel.pdf: 24712916 bytes, checksum: c378d26aa4efb7d9f1db073818658ae7 (MD5) / Made available in DSpace on 2016-01-07T18:32:30Z (GMT). No. of bitstreams: 1 2015_PauloAndréCharbel.pdf: 24712916 bytes, checksum: c378d26aa4efb7d9f1db073818658ae7 (MD5) / O objetivo desta tese é apresentar uma metodologia de gerenciamento de risco aplicada à diluição não planejada de minério, associada ao dimensionamento de realces de mina, para métodos de lavra open stope e VCR (vertical crater retreat), e suas variações. A metodologia proposta compõe-se de três etapas. A primeira etapa consiste na análise das condições geomecânicas, dos parâmetros do maciço rochoso e das condições operacionais da mina. O objetivo é caracterizar as variáveis, que condicionam o problema da diluição não planejada de minério, nos realces de mina. A segunda etapa consiste na simulação numérica de escavações de realces de mina. O objetivo desta etapa é quantificar a diluição não planejada de minério, considerando a variabilidade natural de parâmetros geotécnicos do maciço rochoso, e a variação de condições operacionais de mina. A terceira e última etapa consiste na estruturação de um gerenciamento de risco aplicado à diluição não planejada de minério, associada ao dimensionamento de realces, a partir dos resultados obtidos nas simulações numéricas. O objetivo é otimizar o dimensionamento de realces. O gerenciamento de risco proposto busca contribuir para a racionalização do dimensionamento de realces de mina, quantificando a diluição não planejada de minério e avaliando a sua probabilidade de ocorrência, de modo a contribuir para a maximização da função benefício, para cada bloco de minério e, por conseguinte para a maximização da viabilidade econômica da lavra. / This thesis aims to propose a methodology of risk management applied to unplanned dilution, associated to stope design, for open stope and VCR mining methods, and their variations. The proposed methodology is composed of three parts. The first one consists in analysing the geomechanics conditions, rockmass parameters and mine operationals conditions. The objective is to characterize the variables, which influence the unplanned dilution in underground mining. The second one consists of numerical simulation of open stopes excavations. The objective is to quantify the unplanned dilution, considering the natural variability of geomechanics parameters and the variations of mining operationals conditions. The last part consists of risk management applied to unplanned dilution, associated to open stope design, using the results from numerical simulations. The objective is to optimize the open stope design. The proposed risk management aims to contribute to the open stope design, quantifying the unplanned dilution and assessing its probability of ocurrence, in order to maximize the benefit function, of each ore block, and thus increasing the underground mining economic viability.

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.

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 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.

Dissertação (mestrado—Universidade de Brasília, Instituto de Geociências, 2012. / Submitted by Albânia Cézar de Melo (albania@bce.unb.br) on 2012-11-05T13:14:45Z No. of bitstreams: 1 2012_CristinaFerreiraCorreiaSilva.pdf: 13253786 bytes, checksum: 97edd6794c03d1aea60ea4c4a4643a61 (MD5) / Approved for entry into archive by Guimaraes Jacqueline(jacqueline.guimaraes@bce.unb.br) on 2012-11-05T14:49:32Z (GMT) No. of bitstreams: 1 2012_CristinaFerreiraCorreiaSilva.pdf: 13253786 bytes, checksum: 97edd6794c03d1aea60ea4c4a4643a61 (MD5) / Made available in DSpace on 2012-11-05T14:49:32Z (GMT). No. of bitstreams: 1 2012_CristinaFerreiraCorreiaSilva.pdf: 13253786 bytes, checksum: 97edd6794c03d1aea60ea4c4a4643a61 (MD5) / Esta dissertação trata de metodologia de LA-ICP-MS em inclusões fluidas e estudo de melt inclusions do maciço granítico Mangabeira, pertencente à Província Estanífera de Goiás (PEG), localizado na região nordeste do estado de Goiás. O modelo do LA-ICP-MS utilizado foi o Agilent 7500ce quadrupole ICP-MS e um excimer laser (ArF) de 193 nm Lambda Physik Geolas com gás hélio. NIST SRM 610 e sódio foram os padrões externo e interno selecionados, respectivamente. A aplicação do LA-ICP-MS para análises de inclusões fluidas auxiliou a complementar a caracterização química dos fluidos mineralizadores desse depósito. Os resultados mostram precisão das análises superiores aos obtidos na literatura e eficiência do instrumento na remoção de interferências poliatômicas, até mesmo para Fe, K e Ca. Inclusões fluidas primárias e secundárias, bifásicas e trifásicas foram analisadas em grãos de quartzo e topázio de três tipos de rochas do depósito Mangabeira: (1) Li-siderofilita granito (g2d), (2) topázio-albita granito (TAG) e (3) topazito. Ferro e potássio foram encontrados nos grãos de quartzo em concentrações de até 150 e 190 ppm, respectivamente. Contudo, entre os outros elementos presentes no hospedeiro, apenas ferro apresentou interferência nas análises de inclusões fluidas. Análises de sódio mostraram concentrações superiores nos fluidos analisados (3,5 a 5,0%; 0,5 a 6,5%; 0,2 a 2,0% para granito g2d, TAG e topazito, respectivamente) em relação às análises de rocha (2 a 4% para granito g2d e TAG, e 0,5% para topazito). Esses resultados evidenciam que os fluidos hidrotermais relacionados ao magmatismo granítico mesoproterozoico do maciço Mangabeira foram preservados, mesmo após o evento Brasiliano que ocorreu na Faixa Brasília. Estanho ocorre em inclusões fluidas primárias do TAG com concentração de até 3.330 ppm, enquanto que índio de até 7.850 ppm no topazito. Estanho e índio estão ausentes no granito g2d. Os resultados mostraram que o granito g2d teve pouca ou nenhuma contribuição na concentração do estanho, sendo que os fluidos hidrotermais do topázio-albita granito sobre aquela rocha foram os responsáveis pela formação do depósito. Quanto ao índio, o metassomatismo atuante no TAG remobilizou diversos elementos e concentrou-os no topazito. Essa concentração tornou o índio um elemento subeconômico dentro do depósito. O depósito estanífero Mangabeira foi gerado a partir da mistura de dois fluidos distintos: um de alta temperatura e salinidade (325 a 401°C e 40 a 48,5% de NaClequiv., respectivamente), de origem magmática, e outro de baixa temperatura e salinidade (129 a 211°C e 0 e 19,5% NaClequiv.), interpretado como de origem meteórica. O arsênio apresentou concentração elevada dentro do maciço, acima de 3,5% no topazito. Os resultados elevados nessa rocha são refletidos pelos diversos arseniatos encontrados na rocha metassomática estudada. O particionamento do arsênio para a fase vapor sugere aquele como bom indicador da mineralização no maciço Mangabeira. Embora o topazito ocorra associado ao topázio-albita granito, a concentração de alguns elementos nos resultados de inclusões fluidas, tais como bário, estrôncio, arsênio, tântalo e tungstênio na mesma faixa entre as inclusões secundárias do Li-siderofilita granito e as primárias do topazito sugerem que os fluidos que alteraram o granito g2d também contribuíram para a formação dessa rocha. Quanto às inclusões silicáticas, três grupos foram identificados em três litologias do maciço Mangabeira: biotita granito (g1c), granito g2d e topázio-albita granito. Na primeira e na última, as inclusões são classificadas como primárias e azonais. O elevado tamanho de todas as inclusões provavelmente ocorreu devido à elevada concentração de água no magma. O tamanho elevado pôde ter facilitado a cristalização dessas inclusões. Análises de microssonda eletrônica apresentaram resultados que não necessariamente refletem a concentração presente nos fluidos magmáticos aprisionados nas inclusões silicáticas. Assim, apenas resultados com teores de SiO2 próximo de 70% podem se aproximar dos valores esperados para o líquido magmático aprisionado. Estudos de aquecimento das inclusões obtiveram temperaturas de 865 a 925ºC para a homogeneização das melt inclusions do granito g1c. De acordo com o tipo de magmatismo e o comportamento das melt inclusions, essas são consideradas muito elevadas para representar a cristalização do granito Mangabeira. ______________________________________________________________________________ ABSTRACT / This dissertation deals with the methodology of LA-ICP-MS analyses of fluid and melt inclusions of the Mangabeira granitic massif, which forms part of the Goiás Tin Province (PEG) in the The northern Goias state. The equipment is composed of an Agilent 7500ce quadrupole ICP-MS and an excimer laser (ArF) 193 nm Lambda Physik Geolas operated with helium. The NIST SRM 610 and the element sodium were selected external and internal standards, respectively. The LA-ICP-MS analyses of fluid inclusions helped to decipher the chemical characterization of mineralizing fluids that deposit. The results show a precision better than those obtained in the literature, and a good efficiency of the instrument to remove polyatomic interferences even for Fe, K and Ca. Primary and secondary fluid inclusions composed of two- and three-phases were analyzed in quartz and topaz coming from three rock types of the Mangabeira deposit which are: (1) Li-siderophyllite granite (g2d), (2) topaz-albite granite (TAG) and (3) topazite. Iron and potassium concentrations in the host quartz arrived at up to 150 and 190 ppm, respectively. Between the other elements present in the host, only iron showed interference in the analysis of fluid inclusions. Sodium showed higher concentrations in the fluids analyzed (3.5 to 5.0%, 0.5 to 6.5%, 0.2 to 2.0% for g2d granite, TAG and topazite, respectively) than in the whole rocks (2- 4% for g2d granite and TAG, and 0.5% to topazito). These results suggest that the hydrothermal fluids related to Mesoproterozoic magmatism of the Mangabeira massif are preserved in spite of the Neoproterozoic Brasiliano event that took place in Brasília Belt. Primary fluid inclusions in the TAG contain up to 3,330 ppm of Sn, while the topazite may contain up to 7,850 ppm of In. Both Sn and In are absent in the g2d granite. The results suggest that g2d granite fluids did not contribute to the concentration of tin, but that the hydrothermal fluids derived from the topaz-albite granite were responsible for the formation of the deposit. As for the indium, TAG metasomatism remobilized several elements and concentrated them in topazite. This concentration turn indium into a sub-economic element in the deposit. The Mangabeira tin deposit was generated from a mixture of two distinct fluids, a high temperature and highly saline fluid (325-401°C and 40 to 48.5% NaClequiv., respectively) of gneous origin, and another low temperature and median saline fluid (129-211°C and 0% to 19.5% NaClequiv.) interpreted as meteoric fluid. There is high concentration of arsenic in some massive rocks like the topazite (above 3.5%). This is reflected by several arsenates found in the metasomatic rocks studied. The fact that As partitions preferentially into the vapor phase suggests that arsenic may be a good indicator mineral for the mineralization in the Mangabeira massif. Although topazite occurs spatially associated with topaz-albite granite, the concentrations of Ba, Sr, As, Ta and W fluid inclusions reach the same levels in secondary inclusions of the Li-siderophyllite granite and primary inclusions of the topazite, suggesting that fluids that altered g2d granite also contributed to the formation of the topazite. Three groups of silicate inclusions were identified in three lithologies of the Mangabeira massif which are (1) biotite granite (g1c), (2) g2d granite and (3) topaz-albite granite. In the first and last one, the inclusions are classified as primary and azonal. The large size of all inclusions was probably due to the high water concentration in the melt. The large size might have facilitated the crystallization of these inclusions. The results of microprobe analysis do not necessarily reflect the concentration present in the magmatic fluid inclusions trapped in silicates. Thus, only results with levels of around 70% SiO2 can approach the values expected for magmatic fluid trapped. Heating studies suggest temperatures from 865 to 925°C for homogenization of the melt inclusions of the g1c granite. According to the type of magmatism and behaviour of melt inclusions, they are too high to represent the crystallization temperature of the Mangabeira granite.