O presente estudo refere-se à caracterização tecnológica de tipos de minério de fosfato residual do complexo alcalino-carbonatítico de Salitre (MG), em área de interesse da Fosfertil. O procedimento experimental consistiu de moagem das amostras abaixo de 0,21 mm, análise granulométrica por peneiramento a úmido e separações minerais (líquido denso e Frantz). A composição mineralógica bem como a liberação da apatita e suas formas de associação com a ganga foram determinadas através de sistema de análise de imagens por feixe de elétrons (Mineral Liberation Analyser), com apoio de análises por DRX e MEV/EDS. As composições químicas dos produtos gerados foram determinadas por FRX. Seis amostras com graus distintos de intemperismo foram estudadas: apatitito (APAT), foscorito intemperizado (FIT), foscorito silicificado (FST), zona de mistura (ZMT), piroxenito intemperizado (PIT) e piroxenito (PXT). Os teores de P2O5 variam de 9 a 25% e a composição mineralógica é similar para todas as amostras, variando apenas as proporções relativas entre as espécies minerais. As amostras mais intemperizadas (APAT e FIT) são basicamente constituídas por apatita e magnetita; a amostra PIT apresenta também conteúdos elevados de filossilicatos e quartzo. Já as amostras menos intemperizadas (PXT, FST e ZMT) contêm maiores proporções de filossilicatos e diopsídio, principalmente a amostra PXT. A parcela de fósforo não apatítico varia de 10 a 20% nas amostras PIT e FIT e de 1 a 6% nas demais, sendo mais expressiva nos finos (<0,020 mm). Para cominuição abaixo de 0,21 mm, o conteúdo de finos varia de 20 a 34% e a parcela de fósforo associada a estes é de 13 e 16% nas amostras APAT, FIT e PIT e de 19 a 21% nas demais. Acima de 0,020 mm, a apatita representa de 96 a 98% do P2O5 (89% na amostra PIT); a liberação da apatita é superior a 90% nas amostras APAT, FIT e PIT, variando de 85 a 89% nas demais. Os resultados obtidos sugerem que a composição mineralógica e suas formas de associação não devem opor maiores dificuldades à concentração da apatita por flotação, podendo-se, em princípio, restringir a variabilidade do minério estudado a três tipos principais para fins de processamento mineral. / The present study refers to the technological characterization of residual phosphate ore types from Salitre alkaline-carbonatitic complex (MG), in Fosfertil area. The procedure comprised grinding the samples bellow 0.21 mm, size analysis by wet screening and mineral separations (heavy liquid and Frantz). Mineralogical composition as well as apatite liberation and its associations to gangue minerals were determined by SEM-based image analysis (Mineral Liberation Analyser) and supported by XRD and SEM/EDS. Chemical compositions of all generated products were determined by XRF. Six samples with different weathering grades were studied: apatitite (APT), weathered foskorite (FIT), silicified foskorite (FST), mixture zone (ZMT), weathered piroxenite (PIT) and piroxenite (PXT). The P2O5 grades vary from 9 to 25% and mineralogical composition is similar to all samples, varying only the relative proportions among mineral species. The deeply weathered samples (APAT and FIT) are basically constituted by apatite and magnetite; PIT shows also high content of phyllosilicates and quartz. On the other hand, the less weathered samples (FST, ZMT and PXT) have major amounts of phyllosilicates and diopside, especially PXT. The non-apatitic phosphor varies from 10 to 20% in samples PIT and FIT and from 1 to 6% in the others; these contents are mostly expressive in fines (<0.020 mm). The fine content, considering comminution under 0.21 mm, varies between 20 and 34% w/w, while the related distribution of apatitic phosphor corresponds from 13 to 16% in the samples APAT, FIT and PIT and from 19 to 21% in the others. Above 0,020 mm, apatite represents 96 to 98% of total phosphor (89% in sample PIT); its liberation grade overcomes 90% in APAT, FIT and PIT, varying from 85 to 89% in the other samples. The results suggest that mineralogical composition and its associations should not oppose major difficulties to apatite concentration by froth flotation and that might be possible to restrict the ore variability to three main oretypes for mineral processing.

Nenhuma / Este trabalho é um estudo de desempenho de três tipos de codepressores (TALON 6515, GPR-855 e GPR-860) associados ao amido de milho. Estes codepressores são polímeros poliamina-poliamida, com alta afinidade aos átomos de ferro e também ao amido de milho. A amostra de minério de ferro foi fornecida por uma mineradora do Quadrilátero Ferrífero de Minas Gerais. A difração de raios X mostrou que o minério é constituído basicamente por hematita e quartzo como o principal contaminante; a fluorescência dos raios X mostrou teor de ferro e sílica de 58,1% e 12,0% respectivamente. Para o estudo foram realizados testes de flotação catiônica reversa de minério de ferro em bancada. Os principais reagentes envolvidos nos estudos foram o amido de milho como depressor de óxidos de ferro, amina como coletor de quartzo e hidróxido de sódio usado para a gelatinização de amido e regulador de pH. As primeiras séries de testes realizadas foram de otimização das variáveis da flotação tradicional de minério de ferro, onde se obteve dosagem de amido de 800 g/t, amina de 70 g/t e pH = 10,5. Após a otimização das variáveis, foram realizadas séries de testes, apenas na etapa rougher com cada codepressor, mantendo constante a amina e variando a dosagem de amido e do codepressor. Nessas condições, quando a dosagem de amido foi parcialmente substituída pelo codepressor, não foi verificada qualquer melhoria no concentrado, em relação à condição tradicional. A substituição total de amido de milho pelo codepressor também levou a resultados inferiores à condição tradicional. Os melhores resultados foram alcançados quando se manteve constante a dosagem de amido (800 g/t) e amina (70 g/t) e variando a dosagem de codepressor em pequenas quantidades, em adição ao amido. Os três codepressores apresentaram bons resultados nestas condições, com destaque para TALON 6515. Comparando com os resultados da condição tradicional, o TALON 6515 junto ao amido apresentou bons resultados, baixando o teor de ferro no rejeito em -6,85 p.p. (29,9%), aumentando a recuperação mássica e metalúrgica em +3,2 p.p. (4,1%) e +3,5 p.p. (3,8%) respectivamente e o índice de seletividade em +1,67 pontos. Os teores de sílica e ferro no concentrado variaram ligeiramente. / The performance of three novel codepressants (TALON 6515, GPR-855 and GPR-860) associated with corn starch were studied in this work. These codepressants are polymers polyamine-polyamide with high affinity to iron atoms and also with corn starch. An iron ore sample was supplied by a mining company located in the Iron Quadrangle in Minas Gerais. The X-ray diffraction showed that the ore is basically constituted of quartz and hematite. X-ray fluorescence showed 58,1% and 12,0% of iron and silica, respectively. For this study, laboratory tests of reverse cationic flotation of iron ore were performed on bench scale. The main reagents involved in the studies were corn starch as iron oxides depressant, amine as quartz collector and sodium hydroxide used for gelatinization of starch and pH modifier. The first set of tests consisted in the optimization of the conditions of traditional flotation of iron ore: 800 g/t of corn starch, 70 g/t of amine, and pH of 10.5. Once the base variables were optimized, other set of tests were carried out only in rougher step with each codepressant, keeping constant the amine and varying the dosage of starch and codepressant. Under these conditions, where starch was partially replaced by the codepressant, no improvement in the concentrate was observed, compared to the traditional condition. The total replacement of corn starch by the codepressant also showed lower performance compared to the traditional condition, at the same dosage. The best results were achieved when the corn starch dosage (800g/t) and amine (70 g/t) were maintained constant, and the codepressant was added at small dosages, in addition to starch. The three codepressants tested showed good results in these conditions, especially TALON 6515. When compared to the traditional condition, TALON 6515 added to starch showed good performance, reducing the iron content in the tailings by -6.85 p.p. (29,0%), increasing yield and metallurgical recovery by +3.2 p.p. (4,1%) and +3.5 p.p. (3,8%), respectively and increasing selectivity index by 1.67 points. Silica grade and iron grade on concentrate showed no significant variation.

A realização deste estudo teve por objetivo caracterizar o funcionamento de uma célula pneumática de flotação e comparar o seu desempenho às diferentes tecnologias [células mecânicas e colunas de flotação] já instaladas e em operação nos circuitos industriais da Samarco Mineração - no Circuito de Grossos e no Circuito de Finos. Utilizou-se, para a realização dos ensaios e/ou das análises, uma célula mecânica laboratorial [modelo Wemco®], uma célula pneumática piloto [modelo MBE®] e um medidor de tamanho de bolhas e de velocidade superficial do ar [modelo APBS®]. Neste estudo, utilizaram-se amostras coletadas na alimentação dos dois referidos circuitos industriais de flotação - executando-se, posteriormente, etapas complementares de caracterização mineralógica, levantamento de dados e análise estatística dos resultados. Como conclusões, em maior relevância, citam-se: a) Para as células pneumáticas, maiores aplicabilidades industriais foram identificadas para o modelo Pneuflot®, processando carvão e em operações na China. Foram mapeadas células de 4,1 a 5,0 m de diâmetro processando volumes de polpa superiores a 1.000 m3/h; b) Em análise de influência das variáveis, foi identificado que o percentual de sólidos da alimentação e a velocidade da polpa no distribuidor possuem elevada influência sobre as variáveis respostas do processo de flotação; c) Em célula pneumática, em escala piloto e em regime batch, observou-se que: para a flotabilidade de sílica, a constante cinética (k) foi fortemente influenciada pela granulometria, sendo de 0,719 min-1 para a amostra CG e de 0,237 min-1 para a amostra CF; d) Utilizando-se de modelos cinéticos, dimensionaram-se circuitos de células pneumáticas. Conforme especificações atualmente praticadas e sem otimizações, seriam necessárias 8 células para o Circuito de Grossos e 11 células para o Circuito de Finos. e) Em comparativos entre células mecânicas e colunas de flotação [em escala industrial], constataram-se maiores eficiências de circuitos contendo células pneumáticas [dimensionados a partir de resultados em escala piloto]; e f) Em análise de dispersão do ar, realizaram-se medições e/ou identificação das correlações existentes entre as variáveis velocidade superficial do ar (Jg), diâmetro médio de bolhas ou diâmetro de Sauter (d32), hold-up do ar (Eg) e fluxo superficial de área de bolhas (Sb). / This study aimed to characterize the operation of pneumatic cells and compare their performance to other different technologies [mechanical cells and columns] already installed and in operation in the industrial circuits of the company Samarco Mineração - Circuit of Coarse materials and Circuit of Fine materials. It was used, for the tests and/or assays, a laboratorial mechanical cell [Wemco® model], a pilot pneumatic cell [MBE® model] and a bubbles size and superficial air velocity measurer [APBS® model]. For these, feed samples of both industrial flotation circuits were taken - followed by complementary steps of mineralogical characterization, data collection and statistical analyzes of results. As conclusions, in higher relevance, have been noted: a) For the pneumatic cells, larger industrial applications were identified for the Pneuflot® model, processing coal and in operation in China. Cells measuring from 4,1 to 5,0 m of diameter were listed processing volumes higher than 1.000 m3/h; b) In an analysis of the influence of variables, it was identified that the percentage of solids in the feed and the velocity of slurry in the distributor have high influence on the process responses of flotation; c) In a pneumatic cell, on a pilot scale and under batch regime, for the floatability of silica, the kinetic constant (k) was strongly influenced by the size of particles, of 0,719 min-1 for the sample CG [from Coarse Circuit] and of 0,237 min-1 for the sample CF [from Fine Circuit]; d) Using kinetic models, circuits of pneumatic cells have been designed. According to the current specifications and without optimizations, 8 cells would be necessary for the Coarse Circuit and 11 cells for the Fine Circuit; e) In comparisons between mechanical cells and columns [on an industrial scale], greater efficiencies were noted for circuits containing pneumatic cells [designed from results on a pilot scale]; and f) In an analysis of the air dispersion, measurements and/or identification of existing correlations between the variables superficial air velocity (Jg), bubble size diameter (d32), air hold-up (Eg) and superficial area bubble flux (Sb) have been done.

Este trabalho propõe uma metodologia inovadora de seqüenciamento de lavra em minério de ferro a qual, além de considerar os parâmetros operacionais e econômicos das técnicas tradicionais, permite uma abordagem ambiental proativa para sequenciar a lavra de forma a antecipar a exaustão de parte da cava para disposição do estéril dentro da cava final. A metodologia proposta de seqüenciamento ordenado de lavra permite reduzir a área degradada a ser reabilitada na mina, com significativos benefícios associados à reducão do impacto ambiental, sem comprometer as metas de produtividade e competitividade econômica da lavra. A metodologia de seqüenciamento ordenado de lavra foi aplicada em um estudo de caso de projeto de lavra de minério de ferro, e os resultados alcançados comprovaram os benefícios esperados com a aplicação da metodologia proposta. / This paper presents a innovative approach for an environmentally pro-active mine scheduling process. The proposed methodology has been developed for identifying a mine sequence that meets all operational and economical constraints in iron-ore mining, and takes into account a pro-active approach for scheduling the mine according to environmental criteria. The proposed methodology allows a significant reduction of the environmental impact related to the mining operation without compromising productivity and the economical feasibility of the mine. The methodology has been applied to a case study of iron ore mining in Brazil, where the expected benefits have been proven.

O minério de ferro produzido no complexo de Carajás traz consigo características mineralógicas que conferem um elevadíssimo teor de Fe em todas as suas frações granulométricas. Dessa forma, ao final da cadeia produtiva, tanto os produtos comerciais mais grosseiros quanto os finos contem cerca de 62% de Fe contido na sua composição. Importante destacar que em Carajás as fases no processamento desse minério são apenas para cominuição e classificação por tamanho. Não existem etapas de concentração e os produtos são diferenciados por suas respectivas curvas granulométricas: o “granulado” - mais grosseiro (> 13 mm), o “Sinter-Feed” (< 13 mm e > 0,5 mm) e o “pellet feed” (< 0,15 mm). Garantir a correta distribuição granulométrica da matéria prima é uma premissa de mercado. A ultima etapa da classificação é feita através de hidrociclones e gera um overflow ultrafino de altíssima superfície específica maior que 6.500 Blaine e com 45% até 95 % < 7 μm. E ainda possui um elevado teor de Fe - cerca de 62 %. Dessa forma os objetivos gerais dessa pesquisa buscaram a solução para essa oportunidade de recuperar e vender esses rejeitos. O estudo sugeriu através de ensaios com tecnologias capazes de desaguar os ultrafinos gerados para 9,00 % de umidade, que é o valor que permite a movimentação e o manuseio desses rejeitos, além de permitir sua incorporação na blendagem de produtos mais grossos. Desse modo, foram realizados experimentos em diversos laboratórios externos e em escala piloto na Usina de Carajás com amostras dos dois rejeitos ultrafinos das duas fases de hidrociclonagem: o natural e o moído. Ficou evidente que o equipamento tem de combinar necessariamente e de forma eficiente dois fatores essências ao desaguamento: elevadíssimas pressões e altas temperatura na operação desses ultrafinos. A produtividade atingida foi da ordem de 50 t/h x m² para o rejeito da hidrociclonagem do Sinter Feed e 40 t/h x m² para o rejeito dos hidrociclones da Moagem. / The Iron ore that is produced in Carajás mining complex brings mineralogical characteristics that give a very high Fe content in all its size fractions. Thus, at the end of the production chain both coarser and fine contains about 62% Fe contained in its composition. Importantly, in Carajás stages in the processing of this ore are for reduction and classification by size. There is thus no concentration steps and products are differentiated by their respective size distribution curves: the "grain" - coarser (> 13 mm), the "Sinter-Feed" (<13 mm and > 0.5 mm) and the "pellet feed" (<0.15 mm). Ensure proper particle size distribution of the raw material is a market premise. The last step of classification is made using hydrocyclones and generates an overflow ultrafine high specific surface area greater than 6.500 Blaine and with 45% to 95% <7 μm. And has a high Fe content - about 62%. The overall objectives of this research sought the solution to this opportunity to recover and sell these “tailings”. The study suggested by testing with technologies capable of flowing into the ultrathin generated to 9.00% of moisture, which is the value that allows movement and handling these wastes, and allows their incorporation into the blending of thicker products. Thus, experiments were carried out in several external laboratories and pilot-scale plant in the Carajás with samples of both ultrafine “tailings” of the two phases of hydrocycloning: the natural and the ground. It was evident that the equipment must necessarily match and two efficiently factors essences to dewatering: very high pressure and high temperature operation of these “tailings”. The productivity achieved was around 50 t/h x m² in reject of the Sinter Feed hydrocycloning and 40 t/h x m² to reject of the grinding hydrocyclones.

O presente trabalho teve como objetivo avaliar as interações entre bolhas com distintos tamanhos (diâmetros) e partículas minerais e o efeito de combinações destas bolhas na flotação de minérios, em escala de bancada. As bolhas empregadas nesses estudos foram: i) Nanobolhas – NBs, diâmetro médio de 150 – 200 nm; ii) Microbolhas – MBs, diâmetro médio de 70 μm; e iii) Macrobolhas – MaBs, diâmetro médio de 1 mm. As dispersões de NBs e MBs foram geradas a partir da despressurização de água saturada com ar e cavitação hidrodinâmica em válvula agulha. As pressões de saturação foram, respectivamente, 2,5 e 4,0 bar. Os estudos de interação bolhas-partícula mineral foram desenvolvidos utilizando um sistema fotográfico que permitiu avaliar a adesão de bolhas às partículas de quartzo (grão de alta pureza) e apatita em função do tipo de bolhas injetadas. Os resultados mostraram que a maior adesão de bolhas no grão de apatita ocorreu com a combinação de NBs + MBs + MaBs e, no caso do quartzo, uma expressiva concentração de MaBs aderidas foi obtida após “condicionamento” do mineral com NBs. As NBs ficaram confinadas às superfícies dos grãos minerais devido à dissipação da energia livre superficial dos sólidos em função de sua rugosidade e, desta forma, aumentaram o mecanismo de adesão de outras bolhas (MBs e/ou MaBs). O estudo de avaliação das associações de bolhas na flotação foi realizado com os sistemas minerais quartzo e minério fosfático. No caso do minério fosfático, constituído por 35% de partículas finas (< 37 μm), os estudos avaliaram a combinação de i) NBs + MaBs; ii) MBs + MaBs; e iii) NBs + MBs + MaBs, nos parâmetros cinéticos e de separação na flotação, em relação ao ensaio standard, que emprega o uso de apenas MaBs. Os efeitos foram avaliados em quatro situações que compreenderam variação de porcentagem de sólidos (28 e 35% em peso) e concentração de reagentes (1000 g.t-1 de coletor + 600 g.t-1 de depressor; e 500 g.t-1 de coletor + 300 g.t-1 de depressor; sendo que o coletor de apatita empregado foi óleo de soja saponificado com hidróxido de sódio e o depressor das partículas de ganga - magnetita, carbonatos, micas, quartzo, diopsídio e perovskita/anatásio - foi amido de milho gelatinizado com hidróxido de sódio). O emprego combinado de bolhas apresentou incrementos na recuperação de P2O5, com pequena queda no teor de P2O5 e elevada cinética, em relação aos ensaios STD em praticamente todas as condições estudadas, com valores variando entre 0,2 e 8.9%. Os incrementos quando a porcentagem de sólidos foi de 35% p/p (até 2,7%) foram consideravelmente menores que os obtidos com 28% de sólidos (até 8,9%). Em algumas condições, o uso concomitante de MBs + MaBs e NBs + MBs + MaBs foi capaz de superar, já na primeira coleta (1,5 min de ensaio), a recuperação total de fosfato obtida no ensaio standard. No caso do quartzo, os ensaios de microflotação (realizados em tubo de Hallimond modificado) com e sem a presença de NBs mostraram que a associação de NBs às MaBs aumentou a recuperação de quartzo (até 39%) em praticamente todas as condições estudadas, mostrando sua efetividade tanto com partículas finas quanto com as mais grossas. Já os ensaios realizados em célula mecânica com e sem adição de NBs, mostraram que o emprego de NBs foi responsável pelo aumento de 23 pontos percentuais na recuperação de quartzo. Ainda, a cinética de flotação aumentou significativamente e já no primeiro min do ensaio com NBs obteve-se cerca do dobro da recuperação de quartzo do ensaio standard. Os resultados obtidos na dissertação mostram o elevado potencial das NBs combinadas a outras distribuições de tamanhos de bolhas na melhoria do processo de adesão bolha-partícula e na flotação de minérios fosfáticos finos e de frações granulométricas distintas de quartzo, principalmente em tempos curtos. / The objective of this work was to evaluate the interactions between bubbles with different sizes (diameters) and mineral particles and the effect of the combinations of these bubbles on the flotation of ores, on a bench scale. The bubbles used in these studies were: i) Nanobubbles - NBs, mean diameter of 150-200 nm; ii) Microbubbles - MBs, average diameter of 70 μm; and iii) Macrobubbles - MaBs, average diameter of 1 mm. Dispersions of NBs and MBs were generated after depressurizing-cavitation of the saturated water in air. The saturation pressures were, respectively, 2.5 and 4.0 bar. The bubble-particle mineral interaction studies were developed using a photographic system that allowed to evaluate the adhesion of bubbles to the particles of quartz (high purity grain) and apatite according to the type of bubbles injected. The results showed that the highest adhesion of bubbles in the apatite grain occurred with the combination of NBs + MBs + MaBs and, in the case of quartz, an expressive concentration of adhered MaBs was obtained after "conditioning" of the mineral with NBs. The NBs were confined to the surfaces of the mineral grains as a result of the dissipation of the free surface energy of the solids due to their roughness and, therefore, it increased the adhesion mechanism of other bubbles (MBs and / or MaBs). The study of the evaluation of the associations of bubbles in the flotation was carried out with the mineral systems quartz and phosphate ore. In the case of phosphate ore, consisting of 35% fine particles (<37 μm), the studies evaluated the combination of i) NBs + MaBs; ii) MBs + MaBs; and iii) NBs + MBs + MaBs, in the kinetics and flotation separation parameters, in relation to the standard test, which employs the use of only MaBs. The effects were evaluated in four situations involving percentage of solids (28 and 35% by weight) and concentration of reagents (1000 g·t-1 collector + 600 g·t-1 depressant and 500 g·t-1 collector + 300 g·t-1 of depressor; the apatite collector used was a saponified soybean oil with sodium hydroxide and the depressant of the ganga - magnetite, carbonates, micas, quartz, diopside and perovskite / anatase particles - was a gelatinized corn starch with sodium hydroxide). The combined use of bubbles presented increases in the recovery of P2O5, with a small drop in P2O5 content and high kinetics, in relation to the STD tests in practically all the studied conditions, with values varying between 0.2 and 8.9%. The increments when the percentage of solids was 35% w/w (up to 2.7%) were considerably lower than those obtained with 28% solids (up to 8.9%). In some conditions, the concomitant use of MBs + MaBs and NBs + MBs + MaBs was able to overcome, in the first min and a half of the test, the total phosphate recovery obtained in the standard tests. Regarding the quartz, the microflotation tests (performed in modified Hallimond tube) with and without the presence of NBs showed that the association of NBs with MaBs increased the recovery of quartz (up to 39%) in practically all the studied conditions, showing its effectiveness with both fine and coarse particles. However, the tests performed in mechanical cell with and without addition of NBs showed that the use of NBs was responsible for the increase of 23 percentage points in quartz recovery. Also, flotation kinetics increased significantly and ealier in the first min of the NBs test, about twice the quartz recovery of the standard test was achieved. The results obtained in the dissertation show the high potential of NBs combined with other bubble size distributions in the improvement of the bubble-particle adhesion process and the flotation of fine phosphatic or quartz granulometric fractions, especially in short times.

Em uma operação mineira, a quantidade e a qualidade do minério disponível para alimentação na usina são essenciais para a continuidade e flexibilidade das operações. A quantidade de minério liberado não é considerada em softwares especialistas de sequenciamento de lavra. Geralmente quando o minério liberado é utilizado em rotinas de planejamento, a tonelagem mínima de minério liberado é definida a partir de métodos empíricos. Este estudo desenvolve uma metodologia que auxilia na definição da quantidade de minério liberado a ser considerada nos planos de lavra. Por meio da análise de um estudo de caso, usando krigagem ordinária como método de estimativa e simulação geoestatística para acesso à incerteza, foi avaliado o potencial da metodologia proposta. Foram gerados planos de lavra de cinco anos como referência a partir de cada um dos dois modelos de blocos. Os sequenciamentos de referência foram usados para gerar novos sequenciamentos, com quantidades variáveis de minério liberado (a saber, um, três, cinco e oito meses) para homogeneização na lavra, com posterior alimentação de usina com pilhas de homogeneização. Usando estas possíveis configurações, observou-se o impacto no valor presente líquido de cada um dos cenários e os efeitos do uso de minério liberado na variação de teores para composição de pilhas de homogeneização. A convergência desses critérios é capaz de fornecer diretrizes para a definição da quantidade adequada de minério liberado, a ser usada nos planos de lavra, que permita um balanço entre despesas com antecipação de descobertura para liberação de minério e, também, propicie uma atenuação da variância de teores na formação de pilhas de homogeneização para alimentação da usina. / In a mining operation the quantity and quality of the exposed ore available for plant feeding are essential for the continuity and flexibility of the operations. The quantity of exposed ore it is not considered in the mine sequencing specialist softwares. Generally when esposed ore is considered in mine planning routines, the minimum tonnage of exposed ore is defined by empirical methods. This study develops a methodology that helps in the definition of the quantity of exposed ore to be considered in the mine planning. Trough analyzing a case study, using ordinary kriging and geoestatistical simulation to access the uncertainty, it was evaluated the proposed methodology potential. It was generated five year mine planning as a reference for each one of the two block models. The reference mine plans were used to generate new scenarios with variable quantities of exposed ore (namely one, three, five and eight months) to mining blend, with posterior plant feed with homogenization piles. Using these possible configurations, it was observed the impact on the net present value of each scenario and the effects of using exposed ore on the grade variability while composing homogenization piles. The convergence of these criteria is able to give drivers for the definition of the quantity of exposed ore, to be used in the mine plans, which balances the expenses with stripping anticipation for ore exposure and give lower grade variability in the homogenization pile formation for plant feed.

The decomposition behavior of several mining reagents (i.e., xanthate, dithiocarbamate, dithiophosphate and dithiophosphinate) used widely in mineral processing operations was studied. Decomposition has been reported to generate toxic compounds such as CS₂ (carbon disulfide) and COS (carbonyl sulfide), causing severe concerns to SHE (safety, health and environment). With the global trend of becoming sustainable/green and the increasingly strict regulations, the mining industry is facing an unprecedented pressure to handle the problematic reagents that can lead to the adverse impacts. Unfortunately, the interests of the prior research are biased on the performance of the reagents to optimize the efficiency and lower the cost, while the examination of the decomposition behavior is almost neglected. Under the circumstance of poor endeavor found in the prior investigations, the knowledge gap awaits to be filled in a systematic and integrated manner to recommend countermeasures for those problematic reagents. It can be seen from those fragmented studies collected from literature that only a limited understanding of thermal or aqueous decomposition behavior is achieved. It is far from sufficient for industrial guidance of mitigation. One key reason is the lack of robust methods to investigate decomposition under various conditions that are interesting to the mining companies (e.g., the flotation conditions). Consequently, the method development has always been considered of the utmost importance upon the start of this work to align with our overall goal of understanding the decomposition behavior under the various conditions. Three methods under a consistent strategy were designed to examine the decomposition under three conditions from Simple (in aqueous solutions alone), to Complex (in ore pulp under flotation conditions), to Specific (in solution containing metal ions). These three conditions were chosen based on the general interests from several prominent mining companies (Vale, Barrick, Freeport McMoRan and Newmont) to understand the decomposition mechanism and kinetics. The Simple is to serve as control for all other conditions. Besides, most of the prior studies in the literature are only conducted for the Simple condition. Therefore, the Simple is to resolve all discrepancies and conflicts, and provide a relatively comprehensive summary of the decomposition under the control condition. The Complex puts decomposition in a new environment that has never been explored before: the ore pulp under the simulated batch flotation conditions. Conclusions drawn from this part provide the most practical guidance for industrial mitigation. The Specific goes after the Complex to thoroughly understand the effect of a specific factor on decomposition. The decomposition responding to the variation of a certain factor is followed within a closed system with the compositional changes measured in all phases. The integrated analysis enables the correlation of the decomposition behavior to its original causes, which are the interactions of the reagent with other components in the system. Through the systematic investigation of decomposition of various reagents under various conditions, it is concluded that decomposition depends heavily on those parallel or sequential interactions that occur along with the decomposition reaction. For example, the decomposition reaction of xanthate throughout our entire study is regarded as ROCS₂⁻→CS₂. When xanthate forms xanthic acid, monothiocarbanate or dixanthogen with the change of pH, its breakup into CS₂ is altered. When xanthate interacts with Cu²⁺ forming Cu₂X₂, decomposition is depressed, but with Fe³⁺ forming FeX₃ decomposition is promoted. The CS₂ generated from decomposition could interact with OH- to form CS₃²⁻ or dissolve in solution or adsorb on minerals, leading to the decrease of CS₂ detected. The bonding properties between the –CS₂ moiety and other atoms or radicals in the molecule affect the stability of the reagents and the subsequent decomposition. The necessity to include a list of the side-interactions as complete as possible is key to understand and predict the decomposition behavior. With experimental efforts taken to develop methodologies to measure the decomposition under various conditions, the attempt to model the decomposition behavior is also initiated in this work. Based on the conclusions from experimental results, major components determining the output of the final decomposition products are identified. Unsurprisingly, the decomposition reaction together with its parallel and sequential interactions is critical. Simulation using Matlab to assess the decomposition of a simplified system containing SIBX and Cu²⁺ ions has achieved preliminary success by matching well with the experimental measurements. This establishes the groundwork for furthering the simulation of more complex systems and model development. Reagents decompose differently, although they might be applied to function similarly during an operation. As flotation collectors used for sulfide ore beneficiation, dithiocarbamate and xanthate possess some similarities in the decomposition in terms of generating CS₂. Their decomposition also decreases with the chain length. On the other hand, the decomposition of dithiophosphate and dithiophosphinate are different as the breakup of the molecule is mainly at their alkyl chain to generate moieties such as olefins. Compared to the studies carried out to understand the performance of the reagents when being used, research on decomposition requires more attention. Therefore, derivative work can be conducted based on results achieved in this work. For example, it is useful to further examine how reagents decompose after adsorbing on the mineral surfaces. It complements the knowledge to thoroughly understand decomposition at different spots within a complex system. The chemical fate studies of mining reagents with respect to the understanding the decomposition open up the window of developing methodologies to examine adverse behaviors. The experimental setups are applicable to simulate various conditions under which the reagent is being used and generating the adverse impacts. The strategy of analyzing decomposition within a complex system as shown in this study also provides insight into systematically investigating the other types of adverse behaviors.

Em virtude das várias aplicações do cobre, acredita-se que a demanda por esse metal irá aumentar nos próximos anos, e consequentemente, o seu preço. Dessa forma, as mineradoras enfrentam o desafio de aprimorar e aperfeiçoar os processos produtivos a fim de atender sua futura demanda. Frações de cobre podem ser encontradas no licor de lixiviação do minério limonítico de níquel e a troca iônica com adsorvente sólido é uma das tecnologias disponíveis para promover a sua recuperação e o seu reaproveitamento. O presente trabalho teve como objetivo estudar o processo de adsorção dos íons de cobre presente em um licor sintético baseado no licor de lixiviação atmosférica do minério limonítico de níquel através de um sistema de resina de troca iônica utilizando a resina quelante Dowex XUS43605. A viabilidade da técnica escolhida foi analisada em função da influência de parâmetros por meio de ensaios em batelada e coluna de leito fixo utilizando uma solução sintética. O tempo de contato, o pH, a massa de resina e a temperatura foram avaliados. A resina quelante Dowex XUS43605 mostrou-se mais seletiva para o cobre em pH igual a 1,5, tendo sido definido esse pH como o de trabalho. Verificou-se que 1g é uma dosagem suficiente para recuperar o cobre da solução em escala laboratorial considerando 50mL de solução sintética. O incremento na temperatura não alterou a adsorção do cobre pela resina, sendo determinado que a temperatura de trabalho esteja entre 25-35°C. O modelo de isotermas de adsorção de Langmuir apresentou melhor ajuste entre a resina e o cobre do que os modelos de Freundlich e de Temkin. O modelo cinético pseudosegunda-ordem descreveu o processo de adsorção considerando a quimiossorção como a etapa limitante. Os ensaios em coluna de leito fixo possibilitaram a produção de uma solução com concentração reduzida de Cu2+ em 93% na etapa de carregamento. Pela etapa de eluição com ácido sulfúrico (H2SO4) 1mol/L, obteve-se uma solução 10 vezes mais concentrada em Cu2+ com relação à solução sintética. A solução resultante da etapa de eluição seguiu para os ensaios de precipitação, a qual permitiu a separação do cobre dos íons metálicos pela ação do agente precipitante CaCO3 e a geração de um precipitado composto por três fases: brochantite [Cu4SO4(OH)6], posnjatike [Cu4SO4(OH)6.H2O] e gesso (CaSO4.2H2O). / Considering the various applications of copper, it is believed that the demand for copper will increase in the coming years and, consequently, its price. Hence, the mining companies face the challenge of improving the productive processes to supply their future demand. Copper fractions can be found in liquor leaching nickel limonite ore and ion exchange with solid adsorbent is one of the available technologies which promote its recovery and reuse. The present work was aimed at studying the adsorption process of copper ions present in a synthetic liquor based on the atmospheric leaching liquor of the nickel limonite ore through an ion exchange resin system using Dowex XUS43605 chelating resin. The feasibility of the chosen technique was analyzed in relation to the influence of parameters by means of batch and fixed bed tests using a synthetic solution. The contact time, pH, amount of resin and temperature were evaluated. Dowex XUS43605 chelating resin showed to be more selective for copper at pH 1.5, and this pH was defined as the working pH. It has been found that 1g is a sufficient dosage to recover copper from the solution on a laboratory scale considering 50mL of synthetic solution. The increase in temperature did not change the adsorption of the copper by the resin, and it was determined that the working temperature is between 25-35°C. The Langmuir adsorption isotherms model showed a better fit between resin and copper than the Freundlich and Temkin models. The pseudosecond-order describes the sorption process and it indicates that the rate-limiting step is chemisorption. The fixed bed column tests allowed the production of a solution with reduced concentration of Cu2+ in 93% the loading step. By the elution step with 1mol/L of sulfuric acid (H2SO4), a solution 10 times more concentrated in Cu2+ was obtained in relation to the synthetic solution. The solution from the elution step followed to the precipitation tests, which allowed the separation of copper from the metal ions by the action of the precipitating agent CaCO3 and the generation of a precipitate composed of three phases: brochantite [Cu4SO4(OH)6], posnjatike [CuSO4(OH)6.H2O] and gypsum (CaSO4.2H2O).

O inchamento de pelotas de minério de ferro, que pode chegar até 400%, é um assunto que desperta interesse da indústria metalúrgica por gerar diversos problemas durante processos de redução. Ele ocorre por dois motivos, a saber, a mudança da estrutura cristalina na transformação da hematita (Fe2O3) para a magnetita (Fe3O4) e o aparecimento de ferro no formato filamentar durante a última etapa de redução. Diversos fatores influenciam o comportamento das pelotas, como a basicidade binária (CaO/SiO2) e o teor de MgO. Foram realizados experimentos para avaliar o efeito destas duas variáveis em suas propriedades físicas, como resistência à compressão e porosidade, e no comportamento das pelotas durante a redução. Os teores de MgO foram de 0%, 1% e 5%, enquanto a basicidade foi de 0,61 a 1,5. Ao adicionar MgO, a porosidade e a redutibilidade aumentam, enquanto o inchamento e a resistência diminuem. Ao adicionar CaO, a porosidade cai por conta da formação de mais fase líquida durante a queima, há diminuição de inchamento. A redutibilidade aumenta até basicidade 1 e depois apresenta uma leve diminuição em basicidade 1,5. / Iron ore pellets swelling, which can reach up to 400%, is a subject that rises concern in metallurgical industry because of the problems it may cause during reduction processes. Several factors can change pellets behavior concerning swelling, such as binary basicity (CaO/SiO2) and the MgO content. Experiments were performed to evaluate the effect of these two variables in the physical properties of the pellets, such as compression strength and porosity, and in their behavior during reduction as well. MgO was added up to 5% and basicity varied in a range from 0.61 to 1.5. Addition of MgO increased porosity and reducibility, while swelling and strength decreased. Addition of CaO caused porosity to decrease because of the formation of more liquid slag during heat treatment. Is also decreased swelling. Reducibility rises when basicity reaches 1.0, but decreases with further increases in CaO content.