faculdade presidente antÔnio carlos de conselheiro

FACULDADE PRESIDENTE ANTÔNIO CARLOS

DE CONSELHEIRO LAFAIETE

ENGENHARIA DE MINAS

JACINTO TCHIPA DANIEL CUMENA

GEOMETALURGIA

Uma ferramenta para previsibilidade dos resultados na Mina de Viga

Conselheiro Lafaiete

2019


GEOMETALURGIA

Uma ferramenta para previsibilidade dos resultados na Mina de Viga

Trabalho de Conclusão de Curso apresentado ao

Curso de Engenharia de Minas da Faculdade

Presidente Antônio Carlos de Conselheiro

Lafaiete, como requisito parcial para obtenção do

título de Bacharel em Engenharia de Minas.

Orientador: Prof. MSc. Adriano Raimundo Totou


2019


GEOMETALURGIA: Uma ferramenta para previsibilidade dos resultados na Mina de

Viga

Trabalho de Conclusão de Curso apresentado à Faculdade Presidente Antônio Carlos de

Conselheiro Lafaiete, como requisito parcial para obtenção do título de Bacharel em Engenharia

de Minas.

Aprovado em ____/____/______

BANCA EXAMINADORA

_________________________________________________________________

Prof. Dr. MSc. Me. Esp. MBA Nome – Orientador(a) – FUPAC

_________________________________________________________________

Prof. Dr. MSc. Me. Esp. MBA Nome – Avaliador(a) – FUPAC

_________________________________________________________________

Prof. Dr. MSc. Me. Esp. MBA Nome – Avaliador(a) – FUPAC


2019

Dedico este trabalho primeiramente a Deus, que me deu a dádiva da

vida e me proporcionou a possibilidade do raciocínio. A meu pai,

que me instruiu a andar em sabedoria e que me encorajou e me deu

suporte a todo momento desse percurso. Aos meus familiares, pela

força e coragem proporcionada. Aos meus amigos pelo

companheirismo e encorajamento.

AGRADECIMENTOS

Primeiramente a Deus, por me dar o sustento e me amparar em todos os momentos. Ao meu amado

pai senhor Paulo Hamuyela Tchiteculo Cumena, por ter me instruído a sabedoria. Ao meu primo

Antônio Pinheiro Cumena Candjondjo por ter acreditado sempre no meu potencial e por ter me

alavancado na carreira acadêmica. As minhas irmãs e aos familiares de uma forma geral, por

acreditarem em mim e me darem sempre o encorajamento necessário. Ao professor Adriano

Raimundo Totou, por ter me orientado e ter desprendido seu tempo para realização deste trabalho.

Ao Leandro Carvalho Maciel e ao Marcelo Rodrigo Cruz pelo exímio aprendizado e dedicação

proporcionado. A toda equipa do processo da Ferrous por ajudarem na coleta de dados e realização

dos testes. Aos meus colegas e parceiros dessa caminhada, também chamados como “Os Quatro

Angolanos”. As minhas amigas e parceiras deste trilho MF, Cris e Bruna. A toda turma da

Engenharia de Minas. Ao meu eterno amigo Tiago Oliveira que me recebeu e me apoiou desde o

início, assim como a seus pais senhor Mauro e dona Dora. E a todos amigos não citados.

“A mente que se abre a uma nova ideia jamais voltará ao seu

tamanho original”

(Albert Einstein)

RESUMO

Explora a geometalurgia através de estudos correlacionais uni e multivariada entre a/as variáveis

de entrada e de saída do processo, permitindo assim, a previsibilidade dos resultados da Mina.

Estuda a correlação linear direta dos resultados obtidos pelo processamento do minério em teste de

bancada com os resultados obtidos na planta de beneficiamento industrial, possibilitando a

previsibilidade da produção na usina, e servindo como base fundamental no processo de tomada

de decisão da ordem sequencial das frentes a serem lavradas. As correlações lineares multivariadas

permitiram a previsibilidade completa dos resultados da produção (Teor, Recuperação mássica e

metalúrgica) na usina de beneficiamento.

Palavras-chave: Geometalurgia. Correlação. Previsibilidade. Teste de bancada. Usina de

Beneficiamento.

ABSTRACT

Explores the geometallurgy by univariate and multivariate correlation studies between the input

and output process variable/es, thus allowing a predictability of Mine results. Studies the direct

linear correlation between the results obtained by ore processing in laboratory test and the results

obtained in the industrial processing plant, allowing a predictability of production at the plant, and

serving as a fundamental basis in the process of selection the sequential order of the working faces

to be extracted. The multivariate linear correlations allowed a complete predictability of the

production results (Mineral content, mass and metallurgic recovery) in ore processing plant.

Keywords: Geometallurgy. Correlation. Predictability. Laboratory test. Processing Plant.

LISTA DE FIGURAS

Figura 1 - Coluna estratigráfica do Quadrilátero Ferrífero ........................................................... 23

Figura 2 - Fluxograma de beneficiamento de minério de ferro em Carajás .................................. 28

Figura 3 - Britadores primários: a) Britador de mandíbula; b) Britador giratório; c) Britador de

impacto; d) Britador de rolo dentado ............................................................................................. 32

Figura 4 - Britadores secundários; a) Britador cônico; b) Britador de rolos ................................. 34

Figura 5 - Tipos de esforços das partículas no moinho ................................................................. 36

Figura 6 - Áreas e mecanismos de quebra no moinho ................................................................... 37

Figura 7 - Moinho cilíndrico ......................................................................................................... 38

Figura 8 - Forças presentes em uma partícula em meio fluído ...................................................... 40

Figura 9 - Equipamentos de classificação. a) Hidrociclone; b) classificador espiral .................... 41

Figura 10 - Dinâmica das partículas na tela da peneira ................................................................. 42

Figura 11 - Tipos de peneiras. a) com inclinação simples; b) inclinação dupla; d) inclinação tripla;

b) múltiplas inclinações ................................................................................................................. 43

Figura 12 - Separadores magnéticos. a) de tambor; b) de rotação inversa; c) de correia cruzada; d)

de corrente oposta .......................................................................................................................... 46

Figura 13 - Separadores magnéticos. a) de rolo induzido; b) Jones .............................................. 47

Figura 14 - Execução do plano geometalúrgico ............................................................................ 51

Figura 15 - Diagrama de dispersão. a) Correlação negativa; b) Correlação positiva; c) sem

correlação; d) Correlação curvilínea.............................................................................................. 52

Figura 16 - Mapa de localização com destaque da área de estudo em triângulo vermelho e das

cidades circunvizinhas ................................................................................................................... 54

Figura 17 - (A): Mapa do Cráton São Francisco, ilustrando as faixas principais; (B): Mapa

Geológico do Quadrilátero Ferrífero com destaque da área em estudo ........................................ 55

Figura 18 - Itabirito Goethítico Friável ......................................................................................... 56

Figura 19 - Itabirito Goethítico Semicompacto ............................................................................. 57

Figura 20 - Itabirito Hematítico Fino ............................................................................................ 57

Figura 21 - Itabirito Hematítico Fino ............................................................................................ 58

Figura 22 - Itabirito Silicoso Friável ............................................................................................. 59

Figura 23 - Itabirito Silicoso Semicompacto ................................................................................. 60

Figura 24 - Classificação litogeoquímica da Mina Viga ............................................................... 61

https://d.docs.live.net/7d1e89ca50d5c9ca/Área%20de%20Trabalho/Mestrado/Development.docx#_Toc19218355


Figura 25 - Fluxograma de beneficiamento da Mina de Viga ....................................................... 63

Figura 26 - Transporte do Rom para a usina de Concentração ..................................................... 64

Figura 27 – Balança integradora - a) Ponte de pesagem; b) Terminal de pesagem ...................... 66

Figura 28 - Configuração dos componentes do sistema PI ........................................................... 67

Figura 29 - Correias transportadoras. a) Alimentação; b) concentrados ....................................... 68

Figura 30 - Amostragem na frente. a) Canal; b) Amostragem nas paredes do canal; c) Amostras

coletadas ........................................................................................................................................ 70

Figura 31 - Amostragem do Rom britado. a) Planta de britagem primária e secundária; b) coleta no

chute da TC-004; c) amostrador cortando fluxo ............................................................................ 72

Figura 32 - Amostragem da alimentação da planta de concentração ............................................ 73

Figura 33 - Amostragem do CCTV_GROSSO ............................................................................. 74

Figura 34 - Amostragem do concentrado CCTV_FINO ............................................................... 75

Figura 35 - Fluxograma do teste padrão de frente de lavra ........................................................... 76

Figura 36 - Fluxograma do teste padrão de pilha .......................................................................... 77

Figura 37 - a) separador magnético de 3000 G; b) Peneiras de 50×50 cm ................................... 78

Figura 38 – Fluxograma de balanço de massa do teste padrão de pilha ........................................ 79

Figura 39 - Representação esquemática simplificada do fluxo em análise ................................... 80


LISTA DE GRÁFICOS

Gráfico 1 - Teste de probabilidade e normalidade dos fluxos ....................................................... 92

Gráfico 2 - Teste de probabilidade e normalidade dos fluxos ....................................................... 92

Gráfico 3 - Histograma de distribuição ......................................................................................... 93

Gráfico 4 - Recuperação mássica no laboratório vs Recuperação mássica na usina ..................... 94

Gráfico 5 - Recuperação metalúrgica no laboratório vs Recuperação metalúrgica na usina ........ 95

Gráfico 6 - Recuperação mássica do concentrado no laboratório +2 mm vs Recuperação mássica

(Grosso) dos tambores na usina ..................................................................................................... 95

Gráfico 7 - Recuperação mássica do concentrado no laboratório -2 mm vs Recuperação mássica

(Fino) dos tambores na usina ......................................................................................................... 96

Gráfico 8 - Teste de relevância dos litotipos ................................................................................. 99

Gráfico 9 - Recuperações mássicas (%RM) e metalúrgicas (%RM_Fe) dos litotipos .................. 99

Gráfico 10 - Gráfico boxplot das recuperações média das pilhas ............................................... 101

Gráfico 11 - Teste de normalidade para %IGOF e a umidade nas pilhas ................................... 102

Gráfico 12 - Regressão linear simples entre %IGOF na pilha e a recuperação mássica na usina 102

Gráfico 13 - Variação do %IGOF e da recuperação mássica e metalúrgica ............................... 103

Gráfico 14 – Recuperação mássica na usina vs recuperação metalúrgica na usina .................... 105

LISTA DE TABELAS

Tabela 1 - Composição mineralógica dos diferentes tipos de minério do QF ............................... 25

Tabela 2 - Dados de teor e massa das pilhas na usina e suas recuperações mássicas e metalúrgicas

....................................................................................................................................................... 81


....................................................................................................................................................... 81

Tabela 4 - Dados do laboratório da pilha PP01-2019-13 .............................................................. 84






Tabela 10 - Dados do laboratório da pilha PP02-2019-13 ............................................................ 87




Tabela 14 - Dados dos teores (Al, Mn, P), PPC, das pilhas (01-10;01-11) ................................... 89



Tabela 17 - Dados dos teores (Al, Mn, P), PPC, da pilha (02-13;01-14) ...................................... 90

Tabela 18 - Dados dos teores (Al, Mn, P), PPC, da pilha (02-14;01-15) ...................................... 91

Tabela 19 - Recuperações mássicas e metalúrgicas das pilhas na usina ....................................... 91

Tabela 20 - Amostras de frente de lavra para os litotipos ............................................................. 98

Tabela 21 - %IGOF e %UMIDADE nas pilhas .......................................................................... 101

Tabela 22 - Dados para construção do modelo de predição ........................................................ 103

Tabela 23 - Resultados de saída da regressão multivariada ........................................................ 104

LISTA DE ABREVIATURAS E SIGLAS

AG Moinhos autógenos

AL_CALC Alimentação calculada

AL_LAB Alimentação no laboratório

AL_PES Alimentação pesada

AL_USI Alimentação da usina

BIF Banded Iron Formation

CCTV Concentrado tambor Viga

CCTV_FINO Concentrado tambor Viga < 2mm

CCTV_GROSSO Concentrado tambor Viga > 2mm

CCTV_LAB_+2 Concentrado do tambor no laboratório e retido na tela de 2

milímetros

CCTV_LAB_-2 Concentrado do tambor no laboratório e passante na tela de 2

milímetros

CONC Concentrado

CONC_CCTV_USI Concentrado tambor Viga na usina

Ga Bilhões de anos

eq. Equação

GAP Abertura

HGMS High Gradient Magnetic Separation

IGOF Itabirito goethítico friável

IGOS Itabirito goethítico semicompacto

IHMF Itabirito hematítico fino

IHMN Interface homem máquina

IMNF Itabirito manganesífero friável

IRMS Induced Rolls Magnetic Separators

ISIF Itabirito silicoso friável

ISIS Itabirito silicoso semicompacto

LAB Laboratório

LI Limite inferior

LIMS Low Intecity Magnetic Separator

LS Limite superior

Ma Milhões de anos

MIMS Medium Intensity Magnetic Separation

mT Militesla

NS/N-S Direção Norte Sul

NMTV Não magnético tambor Viga

NW-SE Direção Noroeste Sudeste

PASS_2 Passante na tela de 2 milímetros

PASS_6,3 Passante na tela de 6,3 milímetros

PERD_PROC Perda do processo

PIMS Process Information Management System

PLC Programmable Logical Controller

PPXX-2019-XX Identificação das pilhas

QF Quadrilátero Ferrífero

REC_GLOB Recuperação global

REC_PARC Recuperação parcial

REC_Fe_GLOB Recuperação metalúrgica global

REC_Fe_PARC Recuperação metalúrgica parcial

%RM Recuperação mássica

%RM_Fe Recuperação metalúrgica

RET_2 Retido na tela de 2 milímetros

RET_6,3 Retido na tela de 6,3 milímetros

SAG Moinho Semi-autógenos

TAG Código de identificação

T Tesla

TCXXX Identificação do número da correia

TC-XXX-20XX Número da correia e a respetiva área

USI Usina

VGA-FL-18XXXX Identificação de amostras de frente de lavra da mina Viga

VPT-20XX-WIT0XX Identificação das balanças

LISTA DE SÍMBOLOS

%Al Teor de alumina

cm Centímetros

%Fe Teor de ferro

G Gauss

g Grama

h Hora

Kg Quilogramas

# Malha de abertura (Mesh)

%Mn Teor de manganês

p Coeficiente de correlação de Pearson

%P Teor de fósforo

PPC Perda por calcinação

% Porcentagem

ROM Run of Mine

rpm Rotação por minute

%Si Teor de sílica

LISTA DE FÓRMULAS

Eq. 01 𝑅𝑀 =𝐶

𝐴× 100% ⇒ Recuperação mássica

Eq. 02 𝑅𝑀_𝐹𝑒 = 𝐶×𝑐

𝐴×𝑎× 100% ⇒ Recuperação metalúrgica

Eq. 04 𝑅𝑀_𝐹𝑒 = 𝑐

𝑎× 𝑅𝑀 ⇒ Recuperação metalúrgica

Eq. 05 𝑐 = 𝑅𝑀_𝐹𝑒×𝑎

𝑅𝑀 ⇒ Teor do metal no produto

SUMÁRIO

1. INTRODUÇÃO .................................................................................................................... 19

2. OBJETIVOS ......................................................................................................................... 20

2.1 OBJETIVO GERAL ....................................................................................................... 20

2.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS ......................................................................................... 20

3. JUSTIFICATIVA E RELEVÂNCIA ................................................................................. 21

4. REVISÃO BIBLIOGRAFICA ............................................................................................ 22

4.1 CONTEXTO GEOLÓGICO DO MINÉRIO DE FERRO NO QUADRILÁTERO

FERRÍFERO .............................................................................................................................. 22

4.2 CARACTERIZAÇÃO TECNOLÓGICA ....................................................................... 25

4.3 CARACTERIZAÇÃO MINERALÓGICA .................................................................... 26

4.4 TRATAMENTO DE MINÉRIOS .................................................................................. 26

4.5 ETAPAS DO PROCESSAMENTO DE MINÉRIO ....................................................... 29

4.5.1 Cominuição .............................................................................................................. 29

4.5.1.1 Leis de fragmentação .............................................................................................. 30

4.5.2 Britagem .................................................................................................................. 31

4.5.3 Moagem ................................................................................................................... 35

4.5.4 Classificação ............................................................................................................ 38

4.5.5 Peneiramento ........................................................................................................... 41

4.5.6 Concentração ........................................................................................................... 43

4.5.6.1 Métodos densitários ou gravimétricos .................................................................... 44

4.5.6.2 Métodos magnéticos ................................................................................................ 45

4.5.6.3 Métodos elétricos ..................................................................................................... 48

4.5.6.4 Flotação ................................................................................................................... 48

4.6 SEPARAÇÃO SÓLIDO LÍQUIDO ............................................................................... 49

4.7 GEOMETALURGIA ...................................................................................................... 50

4.8 CORRELAÇÃO LINEAR .............................................................................................. 51

4.8.1 Correlação linear multivariada ................................................................................ 53

5. ESTUDO GEOMETALÚRGICO PARA A MINA DE VIGA ........................................ 53

5.1 LOCALIZAÇÃO E VIAS DE ACESSO ........................................................................ 53

5.2 GEOLOGIA DA MINA VIGA ...................................................................................... 54

5.3 BENEFIACIAMENTO MINERAL DA MINA VIGA .................................................. 62

5.3.1. PIMS – Process Information Management System ................................................. 65

5.3.2. PI System ................................................................................................................. 67

5.3.3. LIMS - Laboratory information management system ............................................. 69

6. METODOLOGIA ................................................................................................................ 69

6.1. COLETA DE DADOS .................................................................................................... 70

6.1.1. Amostras de frente de lavra ..................................................................................... 70

6.1.2. Amostras da usina de beneficiamento ..................................................................... 71

6.1.2.1. Amostragem do ROM britado .............................................................................. 71

6.1.2.2. Amostragem da alimentação na planta de concentração .................................... 72

6.1.2.3. Amostragem do concentrado (CCTV_GROSSO) ................................................ 73

6.1.2.4. Amostragem do concentrado (CCTV_FINO) ...................................................... 74

6.2. TESTE PADRÃO GEOMETALÚRGICO DE FRENTE DE LAVRA ......................... 75

6.3. ESTABELECIMENTO DO TESTE PADRÃO DE PILHA (ROM BRITADO) .......... 77

7. RESULTADOS E DISCUSSÕES ....................................................................................... 79

7.1 TESTE DE SIGNIFICÂNCIA PARA OS LITOTIPOS ................................................. 96

7.2 DETERMINAÇÃO DO MODELO FINAL DE PREVISIBILIDADE........................ 103

8 CONSIDERAÇÕES FINAIS ............................................................................................ 106

9 SUGESTÃO PARA TRABALHOS FUTUROS .............................................................. 107

10 REFERENCIAL BIBLIOGRÁFICO ........................................................................... 108

19

1. INTRODUÇÃO

Os maiores problemas decorrentes no processo de beneficiamento mineral devem-se as

características anisotrópicas dos materiais tratados, uma vez que as rochas provenientes da lavra

apresentam descontinuidades em todas as direções devido aos diferentes fenômenos geológicos

que ocorrem nas diferentes camadas constituintes da terra. Esses fenômenos promovem a

desorientação e desorganização dos constituintes das rochas causando a descontinuidade do

sistema (rocha) em todas as direções, com isso, cada rocha apresenta paragênese mineral

característica promovendo a anisotropia. Esta variabilidade espacial característica, induz a

alteração constante das rotas de processo nas plantas de beneficiamento de minério, para à

adequação devido a novas características físicas e químicas apresentadas pelo material, com a

finalidade de se obter o produto com a qualidade requeridas pelo cliente, e com o menor custo

possível de processamento.

Uma das formas de minimizar o problema inerente à variabilidade do material, é correlacionar a

qualidade do material proveniente da lavra com a qualidade do produto gerado e a respectiva

eficiência do processo, possibilitando assim, à previsão da possibilidade de alteração da rota de

processo, sem se perder eficiência na usina de Beneficiamento. Com isso, agrega-se valor ao

modelo de blocos, potencializando o planejamento quanto a tomada de decisão das frentes a serem

lavradas para se atingir a qualidade requerida no momento, refletindo-se na otimização do sistema

lavra usina.

O presente estudo busca a correlação existente entre a qualidade do material proveniente da lavra

e o resultado obtido devido ao seu tratamento, buscando a previsibilidade dos resultados quanto a

eficiência do processo de beneficiamento para as frentes a serem lavradas.

20

2. OBJETIVOS

2.1 OBJETIVO GERAL

Prever a performance industrial de uma usina de beneficiamento de minérios através de um teste

de bancada.

2.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS

Estabelecer e realizar testes padrão dos diferentes litotipos e pilhas que alimentam a usina;

Correlacionar os resultados industriais de recuperação mássica e metalúrgica ao resultado

dos testes padrão das pilhas em laboratório;

Determinar os litotipos de maior influência na variação da recuperação mássica e

metalúrgica;

Construção de modelo de previsibilidade de performance industrial.

21

3. JUSTIFICATIVA E RELEVÂNCIA

Tem-se verificado a exaustão significativa de depósitos minerais de elevados teores, fato causado

pela exploração contínua e crescente ao longo dos anos de depósitos que proporcionam menor

custos de extração e maior lucratividade possível. A exaustão desses depósitos, levam a

necessidade de viabilizar depósitos antes considerados como não viáveis, promovendo a criação

de novos métodos tecnológicos para o beneficiamento do material bruto obtendo-se a mesma

qualidade requerida pelo cliente e pelo mesmo preço de aquisição.

Os depósitos magnetíticos, são os mais ricos em ferro com teor máximo contido de 72,4%. A

ocorrência desses depósitos reduziu significativamente nos últimos anos, fazendo com que se

recorra a depósitos de menor teor. Os depósitos mais ricos em ferro, apresentam-se com

distribuição espacial mais homogênea com relação aos depósitos com teor mais baixo. Com isso,

existe uma razão de proporcionalidade inversa entre a homogeneidade dos depósitos com relação

aos teores contidos, ou seja, geralmente depósitos com teores reduzidos apresentam alto grau de

heterogeneidade causado pela ocorrência de elementos contaminantes, ao contrário dos depósitos

que possuem alto teor agregado que apresentam distribuição espacial mais homogênea.

O elevado grau de heterogeneidade dos materiais de alimentação das plantas de concentração,

causam grandes problemas, devido à dificuldade de determinação dos parâmetros operacionais da

usina de beneficiamento para o alcance dos melhores resultados. No entanto, surge a necessidade

da melhoria das técnicas de controle em relação à qualidade dos materiais brutos para obtenção de

produtos finais dentro das especificações previstas.

Estudos correlacionais do material vindo da mina de diferentes litotipos em testes de bancada com

os produtos gerados quando submetidos ao processo de beneficiamento industrial (cominuição,

classificação e concentração), são ferramentas importantes na tomada de decisão quanto as frentes

prioritárias para lavra e ajustes de parâmetros de processo possibilitando assim o cumprimento das

metas de produção estabelecidas.

22

4. REVISÃO BIBLIOGRAFICA

4.1 CONTEXTO GEOLÓGICO DO MINÉRIO DE FERRO NO QUADRILÁTERO

FERRÍFERO

O ferro é quarto elemento mais abundante da crosta terrestre, perfazendo cerca de 5% da mesma.

Os minérios de ferro mais importante são a hematita (𝐹𝑒2𝑂3), a magnetita (𝐹𝑒3𝑂4) e os itabiritos

(𝐹𝑒2𝑂3/𝐹𝑒3𝑂4+ 𝑆𝑖𝑂2) (GOMES, 2016).

A porção montanhosa de 15.000 𝑘𝑚2 localizado no Brasil ao sul da cidade de Belo Horizonte,

ficou conhecida como Quadrilátero Ferrífero, cuja abreviação é QF, devido a sua limitação quase

que simultânea e perpendicular de quatro cordilheiras. É a continuação sul da Serra do Espinhaço,

cujo embasamento e áreas circunvizinhas são compostos de gnaisses tonalítico-graníticos de idade

arqueana, isto é, com idade superior a 2.7 bilhões de anos (ALKIMIM; NOCE, 2006; ROESER,

2010).

As rochas metassedimentares da região são compostas pelo grupo Rio das Velhas metamorfizado

há cerca de 2,8 milhões de anos atrás, o grupo Minas, metamorfizada por rochas intrusivas há cerca

de 1,3 milhões de anos e o grupo Itacolomi cuja estimativas indicam ter idade superior a 1,3 milhões

de anos (DORR, 1969).

Segundo Bezerra (2014), a estratigrafia do QF em escala regional consiste dos seguintes conjuntos

maiores, da base para o topo:

1. Terrenos granito-gnáissicos arqueanos;

2. Sequências vulcanossedimentares arqueanas (Supergrupo Rio das Velhas);

3. Sequências de coberturas sedimentares e vulcanossedimentares proterozóicas (Supergrupo

Minas, Grupo Itacolomi, Supergrupo Espinhaço);

4. Coberturas sedimentares recentes.

A figura 1 ilustra à composição da coluna estratigráfica do Quadrilátero Ferrífero.

23

Figura 1 - Coluna estratigráfica do Quadrilátero Ferrífero

Fonte: ALKIMIM, NOCE (2006).

Dorr (1969, citado por Takehara, 2004), relata que: I) O grupo Caraça: É essencialmente clástico,

é dividido na Formação Moeda, compostos de metaconglomerados e quartzitos; na Formação

Batatal, compostos de xistos e filitos; II) O Grupo Itabira: É constituído predominantemente por

rochas de origem química, e dividido na Formação Cauê, composta basicamente de itabiritos (que

são as formações ferríferas bandadas) e Formação Gandarela composta de carbonatos e filitos; e

III) Grupo Piracicaba: composto por rochas clásticas e químicas.

A composição mineralógica e microestrutural dos minérios de ferro no Quadrilátero Ferrífero, são

dependentes dos mecanismos deformacionais e dos processos metamórficos decorrentes em cada

região, promovendo a diferenciação mineralógica, textural e estrutural dos minérios em diferentes

24

posições, caracterizando à anisotropia (TRZASKOS, ALKMIM E ZAVAGLIA, 2011). Camargo

et al. (2001), ressalta que, se a dependência entre observações em duas ou mais posições no espaço

forem função dependentes apenas da distância (Euclidiana) entre elas, então diz-se que a

variabilidade espacial é anisotrópica, caso contrário é isotrópica.

Existem no QF três eventos deformacionais de compressão que contribuem para a formação dos

sinclinais Gandarela, Don Bosco, Moeda, Ouro Fino e Santa Rita. O primeiro evento é o pré-Minas

que afeta apenas as rochas do Supergupo Rio das Velhas, o segundo é o pós-Minas e pré-Itacolomi

e o último o pós-Itacolomi (DORR, 1969 apud TAKEHARA, 2004).

Rosière et al. (1993a) agrupam os minérios de ferro da formação Cauê em dois grupos principais,

os Itabiríticos e os Hematíticos. Segundo os autores minérios Itrabiríticos são compostos por óxidos

de ferro e minerais transparentes que se dispõem em bandas alternadas (BIF) de espessuras

milimétricas a centimétricas, com teor de ferro total variando de 20% a 55% em peso na rocha

primária. São classificados quanto a composição de minerais transparentes em:

I) Itabirito normal ou comum – Composto de bandas ricas em 𝑆𝑖𝑂2 e óxido de ferro;

II) Itabirito dolomítico – composto por bandas ricas em carbonatos e óxidos de ferro;

III) Itabirito anfibólico – composto de bandas ricas em anfibólio e óxido de ferro.

Em alguns casos podem ser encontrados nas interfaces entre os carbonatos estratificados superiores

e os filitos inferiores, os Itabiritos manganíferos e os filíticos. Os minérios Hematíticos apresentam

geralmente teores elevados, isto é >64% de ferro. Os corpos apresentam-se com distribuição mais

homogênea e podem ser classificados quanto as características físicas e texturais como:

I) Minérios compactos – Apresentam-se maciços, bandados a laminados, foliados, com corpos de

orientação linear e subordinadamente brechados;

II) Minérios pulverulentos – Apresentam-se foliados ou lineados, com grãos de grosso a fino ou

sem estrutura interna (Blue dust).

A tabela 1 mostra a composição mineralógica dos diferentes tipos de minério de ferro do QF.

25

Tabela 1 - Composição mineralógica dos diferentes tipos de minério do QF

Fonte: (ROSIÈRE et al., 1993a).

4.2 CARACTERIZAÇÃO TECNOLÓGICA

Para o tratamento de determinado minério, é necessário o conhecimento prévio das principais

características norteadoras, fazendo-se conhecer o tipo de material a ser processado. No entanto, a

caracterização tecnológica consiste na identificação das características físicas e químicas dos

minerais servindo como base para o estudo da técnica de beneficiamento que proporcione resultado

ótimo.

Fontes (2013) relata que a partir da caracterização tecnológica e a identificação das principais

características como a densidade, propriedades magnéticas, refração e reflexão da luz etc., torna-

se possível o estudo da melhor rota de processo que atenda as características e a necessidade do

mercado. A caracterização tecnológica do minério se desenvolve em vários estágios, sendo os

principais a caracterização mineralógica, análise granulométrica e a determinação do grau de

liberabilidade do mineral de interesse ao mineral de ganga.

26

4.3 CARACTERIZAÇÃO MINERALÓGICA

A caracterização mineralógica envolve além da utilização das diferentes técnicas para a

identificação dos constituintes minerais presentes no domínio, mas também a determinação da

quantidade dos mesmos na composição, ou seja, envolve a determinação qualitativa e quantitativa

dos minerais na amostra. Nesta etapa a utilização de uma amostra representativa é fundamental

para a garantia da precisão de assertividade dos resultados quanto ao domínio analisado

(VALADÃO, 2000).

O conhecimento da distribuição granulométrica das partículas minerais é de extrema importância,

pois por intermédio desta informação é possível a determinação da granulometria de liberação do

mineral de interesse aos minerais de ganga, permitindo assim o cálculo de consumo de energia para

a redução da partícula de um tamanho inicial para um tamanho final que possibilite a aplicação de

processos posteriores. Valadão (2000) descreve a liberabiliade como sendo a condição de liberdade

mútua entre os minerais que compõem um dado sistema. Para aplicação de qualquer método de

concentração, faz-se necessário a garantia do isolamento das espécies minerais as quais pretendem-

se separar, ou seja, a liberabilidade é um dos pré-requisitos da concentração.

4.4 TRATAMENTO DE MINÉRIOS

A natureza disponibiliza seus recursos de forma bruta, cujo emprego requer à submissão dos

mesmos em processos de transformação que levam à adequação para utilização final. A palavra

tratamento provém do latim “TRATARE” que significa ‘lidar, administrar, manejar’.

Minério do latim “MINERA”, é toda rocha composta de mineral ou agregado de minerais com um

ou mais elementos cuja extração apresenta viabilidade econômica em determinadas condições

técnicas, econômicas e políticas. Mineral é todo corpo natural, de origem terrestre ou extraterrestre,

homogêneo e inorgânico (com exceção as substâncias naturais produzidas por plantas e animais),

27

no estado sólido, líquido ou amorfo a temperatura ambiente, de estrutura reticular, e composição

química definida.

Entretanto, tratamento de minérios pode ser entendido como sendo o processo pelos quais as rochas

ou minérios são submetidos, com o fim de se extrair o mineral ou minerais atrativos

economicamente, em tempos e senários contemporâneos. Para Luz e Lins (2010), tratamento de

minério ou também chamado de beneficiamento de minério, é o conjunto de processos aplicados

aos minérios, objetivando a adequação da granulometria, morfologia, e da concentração relativa

dos elementos presentes, sem a alteração da sua essência física ou química.

O processo de beneficiamento de minérios, dá-se através da diferenciação das propriedades físicas

e químicas características dos minerais constituintes das rochas, por meio do qual aplicam-se

técnicas industriais adequadas a cada minério visando a otimização do processo. O minério ou

rocha proveniente da lavra, alimentam as plantas de beneficiamento onde ocorrem os processos

que visam isolar o mineral de interesse da rocha original. Para tal efeito, as rochas são submetidas

em processos de redução de tamanho (Cominuição), passando posteriormente por etapas de

peneiramento.

Depois de garantida liberabilidade do minério, passam por processos de separação do elemento de

interesse (mineral-minério) e dos elementos de não atratividade econômica (mineral-ganga). Os

minerais de interesse são posteriormente transportados pelos pátios, onde são destinados aos

clientes para a posterior aplicação, ao passo que o estéril é destinado para barragens de rejeito. A

figura 2 mostra um exemplo clássico de fluxograma de beneficiamento de minério de ferro de

Carajás.

28

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29

4.5 ETAPAS DO PROCESSAMENTO DE MINÉRIO

4.5.1 Cominuição

Todo material é constituído por molécula, que por sua vez, são formadas pela combinação de

átomos. As rochas e grande parte de seus constituintes (minerais), são geralmente sólidos,

cristalinos de composição química definida, formados por arranjos moleculares dispostos

tridimensionalmente em forma de pequenos empacotamentos conhecidos como células unitárias

(SILVA A., 2009). O tipo de empacotamento dessas células depende dos átomos presentes, das

proporções na célula, e do tipo de ligação Interatômica, conferindo características intrínsecas aos

cristais, que se refletem nas suas propriedades físicas como a dureza, clivagem, fratura, densidade

e hábito cristalino (NUNES e JUNIOR, 2009). Dada diversidade de constituintes minerais nas

rochas, tais propriedades não são de fácil predição e descrição, levando ao estudo mineralógico

minucioso dos corpos minerais na fase de determinação da viabilidade dos depósitos, assim como

ao longo da lavra caso apresente viabilidade econômica e tecnológica.

A lavra visa a extração do minério para sua disponibilização em processos subsequentes em plantas

de processamento mineral. Para Figueira, Luz e Lins (2010), a cominuição começa na lavra, na

utilização de explosivos para o desmonte de rochas, conhecido também como primeiro estágio de

fragmentação, gerando blocos de grandes dimensões, que são disponibilizados para o processo de

cominuição subsequente (Britagem). Os blocos gerados no primeiro estágio de fragmentação são

transportados por caminhões fora de estrada ou traçado, alimentado os silos primários, que

absorvem os impactos gerados pela queda dos blocos na alimentação, e proporcionando uma taxa

de alimentação aproximadamente constantes aos equipamentos de cominuição nos processos

subsequentes.

Dada à anisotropia do sistema rocha, proporcionado pela variedade de minerais constituintes, os

blocos liberados nas frentes de lavra precisam ser submetidos a processo de redução de tamanho

para o acesso à superfície do mineral de interesse (mineral minério), ou mineral de ganga. As

ligações intermoleculares presentes nos minerais constituintes das rochas, são relativamente fortes,

demandando considerável quantidade de energia para sua liberação. Assim sendo, os circuitos de

30

cominuição devem ser dimensionados à fim de trabalhar com a máxima eficiência o que se traduz

no menor consumo de energia possível, atendendo de forma adequada a função de adequação

granulométrica do minério para processos de concentração, ou geração direta de produto.

Segundo Souza (2010), as operações unitárias de cominuição são caras pelo alto consumo

energético, representando entre 50 a 70% dos custos diretos de produção na maioria das plantas de

beneficiamento de minério. No entanto definem significativamente o custo de viabilidade de uma

usina de beneficiamento de minério.

Chama-se cominuição todo processo de redução de determinada partícula de um tamanho inicial

para um tamanho final de menor granulometria. Objetiva-se na redução de tamanho das partículas

de qualquer agregado rochoso, aumentando assim a área superficial das partículas constituintes do

minério, facilitando o processo de isolamento do mineral de minério. A liberabilidade dos minerais

é uma condição necessária para a concentração ou separação dos mesmos. Em sistemas reais quase

que nunca se alcança o isolamento perfeito do elemento de interesse, sendo esses sempre

acompanhados por elementos contaminantes que não apresentam atratividade econômica (Souza,

2010).

4.5.1.1 Leis de fragmentação

Apesar de inúmeros estudos realizados no segmento da fragmentação dos materiais rochosos, ainda

não se modelou uma expressão geral que descreva a energia consumida em função da redução do

tamanho das partículas. A complexidade das rochas causadas pela anisotropia dos depósitos em

função da formação geológica, dificulta a construção de um modelo geral correlacional da energia

consumida em função da redução do tamanho (LUZ e LINS, 2010).

São conhecidas três leis mais importantes da fragmentação que estabelecem relação entre energia

consumida e redução do tamanho da partícula. A mais antiga dessas relações, foi a proposta posta

por P. Ritter Von Rittinger em 1867 na Alemanha, também conhecida como primeira lei da

fragmentação, onde o autor estabelece uma relação de proporcionalidade direta entre o trabalho

31

útil consumido e a nova superfície gerada pela fragmentação. É mais aplicada para a fragmentação

mais reduzidas.

A segunda lei da fragmentação foi proposta por F. Kick, sendo mais aplicada a partículas grosas

como matacões. Esta lei, estabelece relação de proporcionalidade direta entre o trabalho requerido

e a redução volumétrica das partículas a serem cominuídas. A lei de Kick, surgiu da necessidade

da criação de uma lei que se aproximasse a todos os casos reais de fragmentação, com à adição de

parâmetros que permitem a análise de resposta a fragmentação. A terceira lei estabelece uma

relação de proporcionalidade inversa entre, a energia consumida para reduzir o tamanho de uma

partícula, e a raiz quadrada do tamanho da partícula, considerando-se tamanho como sendo à

abertura da peneira onde passam 80% do material (𝑃80). A cominuição pode ser feita por moagem

ou por britadores. Os moinhos podem ser de bolas ou de barras, os quais são escolhidos dependendo

do tipo de material processado (LUZ E LINS, 2010).

4.5.2 Britagem

A britagem é o primeiro estágio da cominuição, visa a fragmentação dos blocos vindo da lavra

adequando sua granulometria a etapas posteriores de tratamento. É feita em várias etapas,

dependendo do tamanho do maior bloco processado (Topsize), e do grau de redução pretendido.

Para Varela (2011), nesta etapa utilizam-se equipamentos de maior robustez, pois, operam com

fragmentos de diferentes tamanhos, com topsize variando de 1000 mm a 2000 mm. Ainda segundo

o mesmo autor, para o dimensionamento de um britador deve-se destacar o tamanho do material a

ser processado, do grau de redução, do índice de dureza do material, da abrasividade da matéria-

prima e da determinação do grau de coesão do material.

Em geral, para que se logre a granulometria fina do material, na qual é considerado liberado, a

fragmentação realiza-se em diferentes estágios, sendo os principais: A fragmentação grossa e

intermediária desenvolvidos geralmente em britadores, e a fragmentação fina feito por moinhos. A

fragmentação grossa e intermediária são etapas onde se usam equipamentos de maior robustez,

com grau de redução de aproximadamente 8:1, sendo realizado geralmente a seco e em circuito

aberto, ou seja, sem o retorno de carga para o equipamento de cominuição (FIGUEIRA; LUZ;

32

ALMEIDA, 2010). Normalmente utilizam-se os seguintes equipamentos: Britador de mandíbulas,

britador giratório, britador de impacto e o de rolos dentado (figura 3).

Figura 3 - Britadores primários: a) Britador de mandíbula; b) Britador giratório; c) Britador de

impacto; d) Britador de rolo dentado

Fonte: FIGUEIRA (2010).

Os britadores de mandíbula são constituídos por uma mandíbula fixa e outra móvel, por intermédio

dos quais ocorre a compressão do material alimentado, cujo grau de redução é aproximadamente

5:1. A mandíbula móvel exerce pressão por impacto ao material processado, que por sua vez é

fraturado sucessivamente até que se alcance granulometria entre à abertura da posição aberta e

fechada da descarga. São classificados em dois tipos dependendo do sistema de acionamento da

mandíbula, podendo ser de um e de dois eixos (VARELA, 2011). Nos de dois eixos, a mandíbula

descreve movimento pendular, ao passo que nos de um o movimento é elíptico. Tendo em conta o

custo operacional, os de dois eixos são mais caros que os de um eixo (GOMES, 2016).

33

Britadores giratórios possuem grande capacidade de processamento de material, podendo processar

materiais de alta dureza e abrasividade, operando com taxas que variam de 600 a 14.000 t/h. O

formato circular da câmara de alimentação lhe confere capacidade de alimentação em todos os

lados, onde depois da mesma, ocorre o movimento de aproximação e afastamento do cone central

a carcaça, promovendo assim, a fragmentação do material que é comprimido na parede da câmara.

Os britadores de impacto, transmitem por impacto parte da energia cinética às partículas devido ao

movimento, projetando-as diretamente na superfície da carcaça onde ocorre a fratura do material

devido a dissipação da energia transmitida. Requerem alto custo de manutenção pela troca

constante de revestimento através do elevado índice de desgaste.

Os britadores de rolo dentado não são de grande uso, sendo mais recomendados para materiais de

baixa abrasividade, devido ao elevado índice de desgaste dos dentes. De forma geral, é constituído

por uma carcaça fixa e um rolo dentado, por meio dos quais ocorre a quebra do material por

compressão e cisalhamento.

Na britagem secundária são processados blocos com granulometria de alimentação e de produto

máximo de 100 e 10 mm, visando em geral a preparação do material para a britagem terciária ou

moagem. Se desenvolvem normalmente por meio dos seguintes equipamentos: Britador giratório

secundários, britador cônico, britador de martelos e os de rolos. A britagem secundária sucede a

primária, onde são usados equipamentos de menor robustez que na primária.

Britadores cônicos é uma modificação dos britadores giratórios, diferem-se destas pelo seu

tamanho e pela configuração da câmara de britagem, assim como, pela diferenciação da inclinação

do eixo cônico. Geralmente são utilizados para rebritagem do material, preparando-o para etapas

posteriores como a moagem. Possuem alta disponibilidade mecânica, grau de redução superior que

nos britadores de mandíbula, produzem material com distribuição granulométrica bem uniforme

(VARELA, 2011).

Para White (1976, apud WILLS e MUNN-NAPIER, 2006), a rápida descarga e suas características

operacionais fazem com que tenham uma relação de redução na faixa de 3:1-7:1. Em relação a

outros britadores, os britadores cônicos são altamente vantajosos, pela alta flexibilidade quanto a

34

determinação da granulometria da alimentação e do produto, pois nestes, é possível o ajuste da

abertura de entrada e de saída (METSO, 2018). A figura 04 ilustra exemplo de britador cônico e

de rolos.

Figura 4 - Britadores secundários; a) Britador cônico; b) Britador de rolos

Fonte: FIGUEIRA (2010).

Os britadores de rolos são constituídos por dois rolos cilíndricos fixos e adjacentes, posicionados

paralelamente, em função de uma distância pré-definida. A distância entre os rolos depende

normalmente do tipo de material a ser alimentado, do bloco da partícula de maior tamanho e do

grau de redução pretendido. A alimentação é feita entre os rolos, que por sua vez, descrevem

movimento circular e em sentidos contrários, levando o material a zona de trituração onde ocorre

a compressão e o sucessivo esmagamento (LUZ, SAMPAIO e ALMEIDA, 2004; METSO, 2018).

Possuem grande limitação quanto a granulometria de alimentação e das características

geomecânicas do material, sendo assim, recomendado para materiais friáveis e de baixa

abrasividade, como o carvão, calcário, gesso, fosfato e minérios de ferro macio (GUPTA, 2006).

A britagem terciária, na maioria dos casos é o último estágio de britagem, trabalhando com

materiais com granulometria de alimentação máxima de 10 mm, e gerando um produto com

tamanho máximo de 1mm (LUZ, SAMPAIO, ALMEIDA, 2004). Utilizam-se geralmente

britadores cônicos com grau de redução variando entre 4:1-6:1.

35

Em alguns casos, não se alcança a granulometria pretendida, por motivos como a característica

mecânica do minério, ou alguma especificação do mercado. Nestes casos, os materiais são

submetidos a uma quarta etapa (moagem), dependendo da quantidade de etapas de cominuição na

planta de beneficiamento.

4.5.3 Moagem

A moagem é um método de cominuição com razão de redução elevada. Dentre os processos

envolvidos na planta de beneficiamento de minério, a moagem requer atenção prioritária por

perfazer em média 50% dos custos operacionais envolvidos no beneficiamento de minério.

A exaustão de depósitos minerais com teor alto, levam a criação de processos mais acurados para

a concentração de depósitos mais pobres (CARVALHO, 2015). Tais depósitos, geralmente

apresentam grande descontinuidade e alta variabilidade espacial, o que levam à necessidade do alto

consumo de energia para o alcance da liberabilidade do mineral de interesse ao mineral de ganga,

propiciando-o para etapas ulteriores de concentração, como por exemplo a flotação.

São submetidos esforços mecânicos solicitantes as partículas em cominuição, transmitidos por

plano/os de compressão com certa quantidade de movimento, e energizados mecanicamente. A

energia mecânica as quais os materiais são submetidos dissipam-se e transformam-se em energia

interna, que por sua vez, causam colisão entre as partículas constituintes do material (GASPAR,

2005). A terceira lei de Newton diz que se um corpo qualquer exerce força sobre um segundo corpo

(ação), o segundo reage com a mesma força, mesma direção, porém, em sentido contrário (reação)

(GIANCOLI, 2000). Analogamente a esta lei, as partículas no moinho irão reagir com mesma

força, mesma direção, porém em sentido contrário às forças aplicadas, e perpendicularmente a

superfície de contato. A lei de Hooke mostra que todo corpo submetido a uma tensão reage com

uma variação no seu comprimento, cuja intensidade da deformação depende do tipo de material

(Lopes, 2006). No caso das partículas no moinho, as deformações ocorrem quando se extrapola o

limite de resistência interna, ou seja, quando se aplica tensões, além do limite máximo de

resistência. A figura 5 mostra os diferentes tipos de esforços submetidos as partículas no moinho.

36

Figura 5 - Tipos de esforços das partículas no moinho

Fonte: WELLENKAMP (1999).

a) Pressão: Aplicada por meio de dois planos, comprimidas em velocidades relativamente

baixas;

b) Impacto: Aplicada por meio de dois planos com velocidade relativamente maior que as de

pressão;

c) Arraste: Também aplicada entre dois planos, porém, com forças superpostas paralelamente

causando tensões internas cisalhantes;

d) Choque: As partículas colidem com o plano ou outras partículas presentes no meio,

ocorrendo uma transformação de energia cinética em energia interna, promovendo a ruptura

das partículas.

Para Dutra (2005), o termo moagem é empregado quanto se designa a redução de partícula visando

à obtenção de produto com granulometria inferior a 10 mm. é o último estágio da cominuição,

ocorrendo a redução das partículas a seco ou à úmido pela combinação de abrasão, impacto,

compressão e cisalhamento. A figura 6 ilustra as regiões no moinho e os tipos de quebra.

37

Figura 6 - Áreas e mecanismos de quebra no moinho

Fonte: BERALDO (1987).

Os equipamentos utilizados são geralmente os moinhos tubulares ou cilíndricos (barras, bolas e

autógenos), vibratórios, de rolos e os de impacto, onde os tubulares são os de maior

empregabilidade.

Moinhos de barras: São constituídos por uma carcaça cilíndrica com razão comprimento/diâmetro

variando de 1,25 a 2,5. Utiliza barras como corpos moedores, não podendo ser de dimensões

excessivas, devido à maior probabilidade de deformidade causado pelo momento fletor na barra

que aumenta com o comprimento (LUZ, SAMPAIO e ALMEIDA, 2004). Geralmente são usados

para a obtenção de produtos grosseiros, ou para preparação deste para alimentação de moinho de

bolas. Geralmente funcionam em circuito aberto, e quando não, fecham circuito com peneiras ou

hidrociclones (CARRISSO, REGINA e CORREIRA, 2004).

Moinhos de bolas: É empregado quando a razão comprimento/diâmetro varia de 1,5 a 1, ou ainda

menor. É o último estágio de cominuição, empregados para geração de produtos finos. As Bolas

possuem área de superfície maior que as barras, promovendo o aumento da área de contato dos

corpos moedores com as partículas em cominuição, possibilitando a redução de partículas de

granulometria muito reduzida (LUZ, SAMPAIO e ALMEIDA, 2004).

38

A moagem autógena tem sido a última tendência do mercado de moinhos, pois tem-se mostrado

mais econômicos que os tradicionais. O termo autógeno pode ser usado para designar aquilo que

se engendra por si próprio.

Para Silva (2014), moinhos autógenos (AG), são corpos cilíndricos rotativos, que utilizam o próprio

material de alimentação como meio de moagem, ao passo que, moinhos semi-atógenos (SAG), é

um moinho rotativo que utiliza o próprio material de alimentação e com a complementação de

corpos moedores que geralmente são bolas de aço. A figura 7 ilustra um exemplo de moinho

cilíndrico.

Figura 7 - Moinho cilíndrico

Fonte: LUZ, SAMPAIO e ALMEIDA (2004).

Entende-se por controle de tamanho, o processo de separação granulométrica de sólidos em dois

ou mais produtos, podendo ser a via úmida ou seca (METSO, 2018). Em processamento mineral

existem dois principais métodos de controle de tamanho, a classificação e o peneiramento.

4.5.4 Classificação

Depois da liberação inicial dos minerais da rocha mãe, por meio das operações unitárias de

britagem, moagem e peneiramento, processos de classificação são geralmente empregados com a

finalidade da separação por tamanho (GUPTA e YAN, 2006).

39

A classificação pode ser entendida, como um processo unitário que visa a separação de um material

alimentado, em duas ou mais frações granulométricas (CHAVES, 2002).

Em processamento mineral, as operações unitárias de classificação e separação de partículas finas

e grossas, assim como, partículas leves e pesadas, podem ser desenvolvidas em meio húmido e

seco, sendo os meios húmidos os mais usados devido a sua maior eficiência em relação aos secos

(GUPTA e YAN, 2006).

Para melhor compreensão da dinâmica das partículas no meio fluído, estudos foram desenvolvidos,

considerando-se a esfera como a partícula que se desloca no meio fluído, geralmente a água

(BARCELOS, 2010). Sendo que, maior parte das operações unitárias se desenvolvem em meios

fluídos, a compreensão da dinâmica das partículas em meio fluído torna-se de extrema importância,

uma vez que o comportamento é análogo a este.

A dinâmica de queda das partículas emersas em um meio fluído, é em função das propriedades

intrínsecas do sistema, isto é, das características das partículas (densidade, tamanho, forma etc.),

do meio fluído (densidade, viscosidade, temperatura do meio etc.) e até mesmo das características

do equipamento.

Uma partícula em queda livre no vácuo está sujeita a aceleração constante (gravidade) e sua

velocidade cresce indefinidamente, porém em sistemas reais como a dinâmica de partículas

minerais em soluções aquosas, está sob ação não apenas da força de gravidade (peso), mas também

do empuxo e da resistência que o meio oferece em função da viscosidade do fluído (figura 08)

(BARCELOS, 2010).

40

Figura 8 - Forças presentes em uma partícula em meio fluído

Fonte: BARCELOS (2010).

Partículas em queda nos meios fluídos tendem inicialmente ao aumento de velocidade indefinido.

Depois de um tempo o empuxo e a viscosidade do fluído estabilizam a velocidade, levando a um

valor constante, conhecida como velocidade terminal.

Para Carrisso, Regina e Correira (2004), classificadores consistem genericamente em uma coluna

de separação onde há ascensão do fluído (líquido ou sólido), em velocidade constante. Ainda

segundo o mesmo autor, as partículas de minério que alimentam as colunas de separação são

classificadas pela diferenciação das velocidades terminais, gerando dois produtos o underflow e o

overflow (figura 09). As partículas ascendem (overflow), quando a velocidade terminal das

partículas é menor que a velocidade do fluído, ao passo que, descendem (underflow) quando a

velocidade terminal das mesmas é maior que a do fluído.

Para Metso (2018), são três os métodos de classificação:

a) Classificação via úmida por hidrociclonagem, ocorrendo a separação pela força centrífuga,

trabalhando numa faixa que varia de 100 a 10 micrômetros;

b) Classificação via úmida por meio de classificadores espirais, ocorrendo separação pela

força da gravidade, trabalhando numa faixa que varia de 100 a 1000 micrômetros

c) E a classificação via seca, onde a separação ocorre através da força centrífuga, cobrindo

uma faixa de 150 a 5 micrômetros.

41

Figura 9 - Equipamentos de classificação. a) Hidrociclone; b) classificador espiral

Fonte: METSO (2018); GUPTA e YAN (2006).

Hidrociclones são corpos cilíndricos acoplados a um tronco de cone, com um fluxo de alimentação

e dois produtos (underflow, e overflow) (SILVA, 2014). Para Gonçalves (2016), na indústria

mineral são aplicados para eliminação de finos (deslamagem), na pré-concentração de minérios

(espessamento) assim como na recuperação de sólidos em efluentes e na limpeza de águas de

recirculação no processo.

A alimentação é feita tangencialmente através de um orifício lateral localizado no topo do

hidrociclone, gerando um forte movimento em espiral da suspensão sólida dentro do mesmo, sendo

que a parte mais fina é carreado saindo pelo topo (overflow ou vortex finder), ao passo que a parte

mais grossa da suspensão sai pela abertura inferior (Apex, underflow) (FRANÇA & MASSARANI,

2002).

Classificadores espirais baseia-se numa calha com um eixo, envolvido por hélices que matem a

polpa em suspensão constante, onde ocorre o arraste do material mais denso sedimentado para parte

superior. A alimentação é feita por cima abaixo do nível de polpa, o material com maior densidade

afunda, com o posterior arraste pela hélice para a parte superior acima do nível de água em uma

calha de descarga, ao passo que o material mais fino transborda pela calha de sedimentação

(CORREIA, 2010).

4.5.5 Peneiramento

O peneiramento é um dos processos mais antigos empregados pelo homem, sendo empregado até

hoje nos mais variados segmentos da indústria. Na indústria mineral, o peneiramento normalmente

42

é usado para separação por tamanho em faixas granulométricas, na deslamagem e no desaguamento

(SAMPAIO, SILVA, 2007).

São usados na separação por tamanho, preparando o material para etapas posteriores, como a

concentração em faixas específicas e a geração de produtos finais com o tamanho pretendido.

Quando o material que alimenta a peneira contém quantidade considerável de partículas superfinas

(lamas), são descartados, aplicando-se telas de menor abertura e com a consequente lavagem do

material (deslamagem). Para materiais destinados a produto com alta umidade, são aplicadas as

chamadas peneiras desaguadoras, cuja função se limita no adensamento do material, reduzindo a

quantidade de água existente.

O ótimo desempenho da peneira classificadora irá depender de três parâmetros principais,

nomeadamente: Do movimento das partículas na tela; Inclinação da tela; E do tipo de tela. Os

movimentos das partículas nas peneiras podem ser circulares, em linha reta e elíptico figura 10

(METSO, 2018). A combinação dos diferentes parâmetros como o tipo de movimentos das

partículas, a velocidade de segregação, a inclinação da peneira, o tipo de material usado na tela, a

umidade e o tipo de minério, influenciam diretamente na eficiente do peneiramento.

Figura 10 - Dinâmica das partículas na tela da peneira

Fonte: METSO (2018).

43

Existem vário tipos de peneiras, mas podem ser sintetizados quanto ao número de inclinações em

quatro tipos, nomeadamente: De uma inclinação; de duas inclinações; de três inclinações e as de

inclinação múltipla (figura 11).

Figura 11 - Tipos de peneiras. a) com inclinação simples; b) inclinação dupla; d) inclinação

tripla; b) múltiplas inclinações

Fonte: METSO (2018).

No geral as peneiras na mineração comportam pequenos motores em seu sistema que gera uma

amplitude de vibração na mesma, permitindo assim que ocorra o movimento e a segregação do

material na peneira.

4.5.6 Concentração

Após a redução granulométrica e o alcance da liberabilidade das espécies minerais tanto por

moagem ou por processos naturais de cominuição, podem ser isoladas aplicando-se diferentes

métodos de concentração mineral que dependem diretamente de suas propriedades (Metso, 2018).

Este processo consiste na recuperação dos minerais úteis contidos num minério pelo método mais

eficiente, tendo em conta, a natureza do minério, as propriedades dos minerais a serem separados

como a cor das partículas, o tamanho relativo, densidade, susceptibilidade magnética,

condutividade elétrica e molhabilidade superficial (DUTRA, 2005).

44

A seleção do método de concentração a ser adotado depende fortemente das propriedades

característica dos minerais a serem tratados, visando a utilização do método que proporcione maior

benefício em detrimento do contexto social, político e tecnológico da região e não só.

O processo de concentração ocorre em sistemas dinâmicos, onde a resultante de um jogo de forças

confere trajetórias distintas as partículas de modo que se possa separá-los com base em uma

propriedade característica do material (VALADÃO et. al., 2000). Os métodos de concentração

mineral podem ser classificados em:

I) Métodos densitários ou gravimétricos;

II) Métodos magnéticos;

III) Métodos elétricos;

IV) Flotação;

V) Outros métodos.

4.5.6.1 Métodos densitários ou gravimétricos

É um método menos sofisticado e de baixo custo, sendo a principal ferramenta de tratamento de

minério até o início do século XX com advento da flotação (DUTRA, 2005). Tem como

propriedade diferenciadora a densidade dos minerais a serem separados, permitindo a utilização de

meios fluídos líquidos ou gasosos com densidade intermediária, onde as espécies mais densas

tendem à afundar e as mais leves a flutuar (VALADÃO et. al., 2000).

Para Luz e Lins, (2010), a concentração densitária é um processo no qual partículas de diferentes

densidades, tamanhos e formas são isoladas pela ação da força da gravidade ou centrífuga. Ainda

segundo o mesmo autor os mecanismos principais atuantes no processo de concentração gravítica

são: A aceleração diferencial, sedimentação retardada, Velocidade diferencial em escoamento

laminar; consolidação intersticial e à ação das forças cisalhantes. São usados principalmente as

calhas concentradoras, mesas planas, jigues, mesas oscilatórias, concentradores espirais,

hidrociclones, e os concentradores centrífugos.

45

4.5.6.2 Métodos magnéticos

A separação magnética explora a diferença das propriedades magnéticas dos minerais e são

empregados para separar tanto minerais com valor econômico agregado de minerais não

magnéticos (ganga), separar a magnetita do quartzo, ou outros minerais magnéticos valiosos de

minerais não magnéticos ou contaminantes (WILLS, MUNN-NAPIER, 2006).

Para Dutra (2005), a propriedade diferenciadora neste processo é a susceptibilidade magnética, que

é característico de cada material. Com base nessa propriedade, os materiais podem ser agrupados

em três classes:

I) Materiais ferromagnéticos: São fortemente atraídos por campos magnéticos, podendo reter ou

armazenar magnetismo depois de cessada à ação da fonte magnética;

II) Materiais paramagnéticos: Sofrem atração de média a fraca, não adquirindo propriedade

magnética depois de cessada a influência do campo magnético como no caso dos

ferromagnéticos;

III) Materiais diamagnéticos: Não sofrem nenhuma atração na presença de campos magnéticos.

A concentração magnética pode ser desenvolvida à seco ou a húmido dependendo principalmente

das características do material a ser processado e da disponibilidade de água na região. Os métodos

são empregados geralmente para granulometrias mais grosseiras, ao passo que os úmidos são

empregados quando o material a presenta granulometria fina (LUZ e LINS, 2010).

O avanço tecnológico no campo do eletromagnetismo permitiu a exploração da transformação de

campo elétrico em magnéticos. Com isso é sabido que a variação da intensidade elétrica promove

alteração no campo eletromagnético em torno do condutor, possibilitando assim à obtenção e

utilização de altos campos magnéticos e das mais variadas intensidades nos processos de

concentração mineral. No entanto, encontram-se atualmente no mercado separadores magnéticos

que operam industrialmente com campos que variam de 5 a 6 T. As principais forças presentes na

separação magnética são: A força gravitacional, força de adesão, força de arraste, força centrípeta

e a força eletrostática (METSO, 2018). Os métodos magnéticos podem ser de três tipos: Separação

46

magnética de baixa intensidade (LIMS); Separação magnética de média intensidade (MIMS); E a

separação magnética de alta intensidade (HGMS ou WHIMS) (METSO, 2018).

Métodos de separação de baixa intensidade (LIMS) são desenvolvidos geralmente a seco,

empregados para concentração de materiais ferromagnéticos com granulometria superior a 300 mm

e são empregues intensidades magnéticas superiores a 300 mT. Os MIMS podem ser processos a

seco ou úmido, empregues a partículas ferromagnéticas cujo campo aplicado tem intensidade

superior a 800 mT. Os WIMS são métodos cíclicos e contínuos utilizados na concentração de

minerais paramagnéticos de granulometria reduzida, cuja intensidade de campo aplicado é superior

a 1 T (METSO, 2018).

Para Wills e Munn-Napier (2006), os separadores de baixa intensidade podem ser de tambor, de

rotação inversa, de correia cruzada e corrente oposta (figura 12).

Figura 12 - Separadores magnéticos. a) de tambor; b) de rotação inversa; c) de correia cruzada; d)

de corrente oposta

. Fonte: WILLS E MUNN-NAPIER (2006)

47

Os tambores magnéticos são os de uso mais frequente, consistem basicamente em um tambor

cilíndrico não magnético contendo de três a seis imãs estacionários de polaridade alternada

(WILLS e MUNN-NAPIER, 2006). Os separadores de alta intensidade podem ser de rolos

induzidos (IRMS) e os Jones (figura 13).

Figura 13 - Separadores magnéticos. a) de rolo induzido; b) Jones

Fonte: WILLS E MUNN-NAPIER (2006).

Nos separadores magnéticos de rolos induzidos também conhecidos como IRMs do inglês “induced

rolls magnetic separators”, são aplicados campos magnéticos com intensidade de até 1,8 T, cuja

separação se dá na passagem do minério ao campo criados pelos rotores posicionados entre os

polos dos eletroímãs. Quanto menor a abertura do vão entre o polo e o rotor, maior será o fluxo

magnético aumentando-se assim a capacidade de concentração do processo.

Os separadores magnéticos Jones são constituídos por uma matriz que possui determinado campo

magnético e determinada abertura ou gape, servindo como captador dos minerais paramagnéticos

presentes no meio. A abertura da matriz exerce forte influência na efetividade de separação através

da superposição dos campos (LUZ e LINS, 2010).

48

4.5.6.3 Métodos elétricos

Como o nome indica, são métodos que utilizam as propriedades elétricas dos materiais. Neste

processo a propriedade diferenciadora é a condutividade elétrica. Quanto a capacidade de condução

de corrente elétrica os materiais podem ser agrupados de um modo geral em condutores e não

condutores. Materiais condutores possuem elétrons livres que entram em vibração quando

submetidos à um ddp (diferença de potencial), ao contrário dos não condutores. Neste método

utilizam-se os separadores eletrodinâmicos submetidos a altas ddps. São mais adotadas na

concentração do rutilo, onde as partículas são submetidas à campos elétricos de intensidade

elevada, promovendo a atração ou repulsão (DUTRA, 2005).

4.5.6.4 Flotação

A flotação é um processo mais acurado que permite a recuperação eficiente de variados tipos de

minerais. A flotação é um processo de concentração que ocorre em meio aquoso. Neste método a

propriedade diferenciadora a característica de superfície dos minerais presentes. Utilizam-se

reagentes para indução da hidrofobicidade e hidrofilicidade nas espécies minerais. As partículas

hidrofóbicas aderem a bolha de ar introduzida na polpa, sendo transportadas para uma camada de

espuma acima da superfície da suspenção, descarregadas lateralmente nas células de flotação e as

hidrofílicas permanecem em polpa nos tanques de flotação (METSO, 2018).

A flotação pode ser direta ou reversa. Na flotação direta é flotado o mineral de interesse, sendo

pouco empregado por demandarem geralmente elevada quantidade de reagentes. A flotação inversa

é flotado o rejeito, o qual geralmente se encontra em menor quantidade e densidade.

Requerem alto conhecimento de química de superfície, pois, na interação reagente água bolha ar e

minério, são criados cinco tipos de interface: sólido/sólido, sólido/líquido, sólido/gás,

líquido/líquido e líquido/gás. As interfaces Sólido/sólido podem ser exemplificadas pelas partículas

minerais recobertas por lamas, as interfaces sólido/líquido pode ser uma partícula imersa no meio

aquoso. Uma partícula mineral que adere à uma bolha de gás, pode exemplificar a interface

sólido/gás. Os reagentes de flotação imiscíveis na água são exemplo de interface líquido/líquido

49

(VALADÃO, 2000). Para minérios de ferro geralmente são usados como reagentes além dos

neutralizantes, o amido e a amina, onde a amina desempenha a função de agente coletor e o amido

de depressor.

4.6 SEPARAÇÃO SÓLIDO LÍQUIDO

A separação sólido líquido é uma das etapas finais que visa a recuperação/recirculação de água no

processo, a redução do percentual de água na polpa para etapas posteriores, o desaguamento do

concentrado e a adequação do rejeito para o posterior descarte (VALADÃO, 2000). É uma etapa

que merece especial atenção, pois tem como um dos produtos o rejeito destinado a barragem, cujo

excesso de umidade compromete a estabilidade da mesma. Demandam também elevado consumo

energético, perfazendo entre 15 a 40% da energia total consumida.

A literatura geralmente agrupa os sedimentadores em dois tipos: os espessadores e clarificadores.

Os espessadores são equipamentos para obtenção de sólido com menor umidade possível, ao passo

que os clarificadores têm como objetivo a obtenção de água com a menor turbidez possível. Os

espessadores são os de maior empregabilidade na indústria mineral, usado para obtenção de polpa

com concentrações que possibilitem processos subsequentes como, espessamento de rejeito com

alta concentração de sólido, recuperação de água para recirculação no processo e a recuperação de

sólidos ou soluções de lixiviação em hidrometalurgia (LUZ, SAMPAIO e ALMEIDA, 2004).

O espessamento explora a diferença densitária dos sólidos em relação ao líquido que compõem a

suspenção, onde as partículas sólidas se depositam pela ação do campo gravitacional, cuja taxa de

deposição depende de características como: Natureza das partículas, quantidade de sólido na

suspensão, pré-tratamento da suspensão e da dimensão do tanque de sedimentação (LUZ,

SAMPAIO e ALMEIDA, 2004).

50

4.7 GEOMETALURGIA

Perante aos novos cenários na indústria da mineração causado pela contínua exaustão de depósitos

minerais de altos teores médios, e com as leis ambientais cada vez mais intransigentes, levam a

criação de novas abordagens visando o desenvolvimento de novos métodos de integração das

diferentes fases do beneficiamento mineral, isto é, desde a extração na jazida até à obtenção do

produto final por métodos de concentração. Tais métodos tem de possuir capacidade preditiva de

precisão elevada. Daí surge a geometalurgia, uma disciplina que visa a otimização do

aproveitamento mineral em um depósito, dando suporte importantíssimo ao planejamento quanto

a previsibilidade dos resultados de processo dos minérios a serem lavrados.

A geometalurgia é uma abordagem recente usada para quantificar a variabilidade dos depósitos

minerais em função de parâmetros de processo como a dureza do minério, recuperação mássica e

metalúrgica, resposta a lixiviação abrangendo o impacto ambiental.

Para Lemos et al., (2015) a geometalurgia é o conjunto de estudos de desenvolvimento tecnológico,

abrangendo as áreas de caracterização mineralógica, britagem, moagem, flotação etc. Ainda

segundo o mesmo autor, o emprego dos parâmetros geometalúrgicos quebram barreiras entre áreas

operacionais, permitido o reconhecimento prévio do comportamento variacional dos diferentes

tipos de minério, dando suporte na busca da estabilização do processo. Os dados obtidos nas

análises geometalúrgicas são carimbados no depósito mineral, geralmente através de ferramentas

de geoestatística.

A geoestatística é a ferramenta de análise de variabilidade espacial, geralmente aplicada à depósitos

minerais, usando técnicas criadas por Krige em 1951 na África do Sul. A geoestatística permite à

estimativa probabilística de valores em pontos não amostrados em uma população, levando em

conta a localização espacial dos pontos amostrados, e a distância euclidiana entre os mesmos

(ALMEIDA et al., 2011).

51

Para Andriotti (2002), a técnicas de geoestatística podem ser usadas para: I) descrever e modelar

padrões por meio da variografia; II) predizer valores em locais não amostrados, pela Krigagem e

III) estimar o erro associado a um valor estimado em locais não amostrados por meio da variância

em função a distância.

A escolha de um método adequado para a estimativa de atributos em pontos não amostrados em

um depósito mineral, é de extrema importância, pois, contribui na precisão da predição dos

resultados. Grande parte dos atributos estudados em geometalurgia se adequam à modelos

geoestatísticos, isto é, quando carimbados no modelo de blocos do depósito mineral. A figura 14

ilustra um exemplo de representação esquemática da execução do plano geometalúrgico.

Figura 14 - Execução do plano geometalúrgico

Fonte: Adaptado de Delgado (2019).

4.8 CORRELAÇÃO LINEAR

A correlação linear serve para determinar o grau de dependência entre duas variáveis, resultando

em um gráfico descrito por uma linha (figura 15). É também uma linha de tendência que resulta

numa equação de grau um, dois ou enésimo grau, dependendo do grau polinomial que melhor se

52

ajuste as nuvens de pontos em análise. A linha acompanha a distribuição de pontos, e se localiza

na região onde a quantidade de nuvens de ponto em cima se iguale a quantidade de nuvens de ponto

em baixo (ponto médio) (CORREA, 2003).

Métodos de correlação linear são grandemente empregados pelos cientistas, pois, permitem a

observação da influência de um fenômeno ao outro, dando direcionamento na determinação de

variáveis de relevância para criação de modelo que explique certo fenômeno.

Figura 15 - Diagrama de dispersão. a) Correlação negativa; b) Correlação positiva; c) sem

correlação; d) Correlação curvilínea

Fonte: Correa (2003).

Para Vieira (2016), a regressão linear é um método estatístico que permite a observação da relação

existente entre uma variável dependente ou resposta (Y) com uma ou mais vaiáveis independentes

ou explicativas (X).

Os métodos de regressão linear retornam resultados quantitativos que traduzem o grau de

correlação (Força) entre a variável dependente e a/as independente/es. Este valor é conhecido como

Coeficiente de correlação de Pearson (P), para dados com distribuição normal.

Para Figueiredo e Silva (2009), o Coeficiente de Correlação de Pearson é uma medida da variância

compartilhada entre duas ou mais variáveis, variando de -1 a 1. Os valores extremos representam

correlação perfeita, ao passo que valores perto de zero representam correlação fraca.

53

4.8.1 Correlação linear multivariada

As causas naturais geralmente são provocadas por mais de dois efeitos, ou seja, os sistemas naturais

sofrem interferência e influência de várias ações do meio. Para um determinado fenômeno, a

consideração de apenas uma variável preditora ou explicadora do fenômeno ocasiona resultados

errôneos. No entanto, modelos mais assertivos demandam a consideração de várias variáveis

explicativas, reduzindo assim o erro de predição. A regressão linear multivariada como o nome

indica, é a regressão onde se usa mais de uma variável independente ou explicativa. Vieira (2016),

considera como sendo uma técnica onde se envolvem duas ou mais variáveis independentes para

explicar a variação da variável dependente. Em sistemas naturais, são inúmeras as causas que

influenciam na variação das características dos fenômenos, sendo impossível a consideração de

todas as variáveis causa que produzem certo efeito. Com isso é indispensável a seleção e

determinação das variáveis que produzem efeito significativo na variação do fenômeno.

5. ESTUDO GEOMETALÚRGICO PARA A MINA DE VIGA

5.1 LOCALIZAÇÃO E VIAS DE ACESSO

A Mina Viga está localizada no estado de Minas Gerais (Brasil), na cidade de Congonhas, no

Quadrilátero Ferrífero a leste da Serra da Moeda. O acesso à mina pode ser feito pela rodovia BR-

040 no sentido Belo Horizonte-Rio de janeiro, percorrendo em torno de 88 km tendo como Belo

Horizonte o ponto de partida. Referenciando-se as cidades de Congonhas, Jeceaba e Conselheiro

Lafaiete, percorre-se aproximadamente 10 km, 15 km e 37 km respetivamente para se chegar a

mesma. De Congonhas o acesso é realizado através da rodovia não pavimentada denominada Casa

de Pedra, percorrendo aproximadamente 8 quilômetros em sentido ao município de Jeceaba (Figura

16).

54

Figura 16 - Mapa de localização com destaque da área de estudo em triângulo vermelho e das

cidades circunvizinhas

Fonte: Modificado do Google Maps (2019).

5.2 GEOLOGIA DA MINA VIGA

A Mina Viga ocupa a borda sudeste do Cráton São Francisco que representa um núcleo estabilizado

no final do Ciclo Transamazônico (2,2-2,0 Ga), e está inserida na porção sudoeste do Quadrilátero

Ferrífero. O Cráton é limitado por faixas de dobramento resultantes de retrabalhamento durante o

Ciclo Orogênico Brasiliano (630-520 Ma) e limita-se a norte pelas Faixas Móveis Riacho do Pontal

e Sergipana, a noroeste pela Faixa Rio Preto, a oeste pela Faixa Brasília, a sul pela Faixa Ribeira e

a sudeste pela Faixa Araçuaí (Figura 17) (ANDRADE, SOUZA e WEBER, 2018).

55

Figura 17 - (A): Mapa do Cráton São Francisco, ilustrando as faixas principais; (B): Mapa

Geológico do Quadrilátero Ferrífero com destaque da área em estudo

Fonte: ANDRADE, SOUZA e WEBER (2018).

A área estudada está localizada no fim da borda leste do Sinclinal Moeda que possui uma extensão

de aproximadamente 40 quilômetros. Apresenta um flanco normal, de direção N-S, oeste, e a leste

um flanco inverso de direção NW-SE, na porção norte, e realizo o contorno do Complexo

Metamórfico Bação no domínio sul (SILVA, GOMES, 2001).

O arcabouço estrutural do Quadrilátero Ferrífero é constituído pelo Arqueamento Rio das Velhas

que se compõe do distrito aurífero de Nova Lima, pela Serra do Curral, Sistema de Falha do

Fundão/Engenho e pelos Sinclinais Moeda, Dom Bosco, Gandarela, Vargem do Lima, Santa Rita

e Ouro Fino, e o sinclinório de Itabira (ANDRADE, SOUZA e WEBER, 2018).

Na Mina Viga verificam-se contatos entre os quartzitos de orientação NS que afloram

imediatamente no lado oeste, e os filitos e xistos localizados a sul, os quais afloram na estrada de

Congonhas para Jeceaba, verifica-se também à presença de quartzito de grão fino a médio sericítico

e xistos cloríticos em contato estratigráfico normal. A mina em estudo é caracterizada por alguns

litotipos principais como itabirito goethítico, itabirito hematitico, itabirito manganesífero e itabirito

silicoso como descritos a seguir:

56

1. IGOF – Itabirito Goethítico Friável (Figura 18)

Figura 18 - Itabirito Goethítico Friável

Fonte: Autoria própria (2019).

a) Itabirito goethítico fino, friável, com espessas camadas de material argiloso e finas camadas de

hematita, baixa liberação de sílica. Cor amarelada; b) Itabirito goethítico a hematítico, friável com

pequenas lentes semicompactas, lentes de material goethítico, sílica muito fina, média liberação de

sílica, magnetismo alto, cor amarela amarronzada; c) Itabirito goethítico fino, friável, com espessas

camadas de material argiloso e finas camadas de hematita, baixa liberação de sílica, alto

magnetismo, há presença de veios de quartzo grosseiro centimétricos a métricos no afloramento

deste litotipo. Cor amarelada; d) Itabirito goethítico fino, friável, com espessas camadas de material

argiloso e finas camadas de hematita, baixa liberação de sílica, alto magnetismo, há presença de

veios de quartzo grosseiro centimétricos a métricos no afloramento deste litotipo. Cor amarelada;

e) Itabirito goethítico mais silicoso, com boa liberação de sílica, médio magnetismo, alterna entre

lentes de ISIF e IGOF, presença de material semicompacto em sua composição (pouco).

57

2. IGOS – Itabirito Goethítico Semicompacto (Figura 19)

Figura 19 - Itabirito Goethítico Semicompacto


a) Itabirito goethítico semicompacto pouco argiloso, mais arenoso, silicoso, passagens mais

compactas no meio; b) Itabirito goethítico semicompacto com intercalações de material silicoso,

no local predomina a cor ocre. A granulometria é grossa, a susceptibilidade magnética e a liberação

de sílica é baixa.

3. IHMF - Itabirito Hematítico Fino (Figura 20)

Figura 20 - Itabirito Hematítico Fino


58

a) Itabirito hematítico fino, friável com pequenas lentes de sílica com boa liberação, cor cinza

escuro, sem goethita, magnetismo médio;

b) Itabirito hematítico friável, com finas lentes de material goethítico, pouca sílica, mas com boa

liberação, magnetismo baixo a médio, cor cinza escura;

c) Itabirito hematítico, fino, bandas de Si e Fe, sendo mais Fe que Si, dobrado, média liberação de

si;

d) Itabirito hematítico tipo chapinha, liberação boa de Si, desplaca com facilidade, %Fe>Si.

4. IMNF- Itabirito Manganesífero Friável (Figura 21)

Figura 21 - Itabirito Hematítico Fino


Itabirito manganesífero friável, estratificado em algumas porções, coloração marrom bem escuro a

preto, argiloso, untuoso.

59

v) ISIF – Itabirito Silicoso Friável (Figura 22)

Figura 22 - Itabirito Silicoso Friável


a) Itabirito silicoso a hematítico, alta liberação de sílica e magnetismo alto, contém partículas mais

compactas e silicosas, tendo essas últimas, baixa liberação de sílica. cor cinza claro; b) Itabirito

silicoso, cor esbranquiçada, com boa liberação de sílica, sem argila ou Mn ou goethita, médio

magnetismo; c) Itabirito silicoso com bandas de igual tamanho de si e Fe, pouca goethita, poucas

porções oxidadas, boa liberação de sílica, material fino; d) Itabirito silicoso friável, arenoso,

partículas finas, possui contaminação de goethita em forma de lentes, boa liberação de si e

magnetismo médio; e) Itabirito silicoso friável com passagens semicompactas estilo chapinha, boa

liberação de sílica, pouco magnético; f) Itabirito silicoso friável, arenoso, partículas finas, possui

contaminação de goethita em forma de lentes, boa liberação de Si; g) Itabirito silicoso friável de

granulometria fina de cor azulada, com cristais de magnetita disseminados no material. Apresenta

boa liberação de sílica; h) Itabirito silicoso friável tipo chapinha de cor cinza, granulometria fina,

susceptibilidade magnética elevada, boa liberação de sílica. No talude ocorrem seixos de quartzo

disseminados no material; i) Itabirito silicoso friável, tipo chapinha de granulometria fina,

susceptibilidade magnética moderada e boa liberação de sílica; j) Itabirito silicoso friável

60

intercalado com finas lentes de material argiloso. A cor predominante é o cinza, porém há

intercalações de material amarelado. A granulometria é fina a susceptibilidade magnética é

moderada e a liberação de sílica moderada; k) Itabirito silicoso friável com lentes de itabirito

goethítico e elevada concentração de magnetita, granulometria mediana e boa liberação de sílica.

vi) ISIS – Itabirito Silicoso Semicompacto (Figura 23)

Figura 23 - Itabirito Silicoso Semicompacto


a) Itabirito silicoso semicompacto, com passagens bem friáveis, coloração clara devido à sílica,

sem contaminação de Mn; b) Itabirito silicoso semicompacto de granulometria média, com elevada

susceptibilidade magnética, baixo grau de liberação de sílica; Itabirito silicoso semicompacto de

cor esbranquiçada, baixa susceptibilidade magnética e baixo grau de liberação de sílica; c) Itabirito

silicoso semicompacto a friável de cor marrom de granulometria média, susceptibilidade magnética

moderada e média liberação de sílica; d) Itabirito silicoso semicompacto a friável com boa

liberação de sílica de cor cinza claro, com bandas bem definidas de ferro e sílica, a granulometria

do material é média e a susceptibilidade magnética fraca; e) Itabirito silicoso semicompacto de cor

cinza tipo chapinha de granulometria média, susceptibilidade magnética elevada e liberação de

sílica média. O método para classificação litogeoquímica da Mina Viga é ilustrada na figura a

seguir:

61

Fe 63%

Fe 50%

Fe < 63%

Fe < 50%

Obs.: - Expresso em relação aos teores globais - "Anfibólio" = representa, genericamente, anfibólio, clorita, mica, talco, etc.

- PFc = perda ao fogo corrigido - Furos antigos (sem FeO): PF-1,549*P -̂0,2690% => IGO

- IMN em níveis manganesíferos - PFc=PF + 0,1113*FeO (perda ao fogo corrigido)

- PN=1,79*CaO+2,48*MgO (poder de neutralização)

Legenda (adequar à nomenclatura padrão da Geologia):

CEL Colúvio-Elúvio IAN Itabirito Anfibolítico IHM Itabirito Hematítico

CGA Canga ICA Itabirito Carbonático IMN Itabirito Manganesífero

HEM Hematita IGO Itabirito Goethítico ISI Itabirito Silicoso

FriávelSemi-

compacto

Mn ... < 0,0%

ISI

PFc-1,7767*P^-0,246 0,0%IGO

Mn-0,6196*Al2O3^-0,020 0,0%IMN

PFc-1,7767*P^-0,246 < 0,0%

Semi-

compactoCompacto

Friável

HEM FriávelSemi-

compactoCompacto

IHM FriávelSemi-

compactoCompacto

Semi-

compactoCompacto

FriávelSemi-

compactoCompacto

CaO-0,7746*MgO^-0,588 0,0%

CaO/MgO > 1,35 e

IAN

-PN-2,0631*PFc < 8,07%

CaO/MgO ≤ 1,35 e/ou

PN-2,0631*PFc8,07%

Compacto

Classificação Litogeoquímica do Depósito de Viga

11/Novembro/2009 - Revisão 05

Compacidade dos Litotipos

Critério

geológicoCGA, CEL Friável

Semi-

compactoCompacto

Amostra

Fe ~> 20%

ICA

-Semi-

compactoCompacto

Fo

nte: F

ER

RO

US

(20

19

).

Fig

ura 2

4 - C

lassificação lito

geo

quím

ica da M

ina V

iga

62

5.3 BENEFIACIAMENTO MINERAL DA MINA VIGA

O beneficiamento da Mina Viga ocorre de acordo com o fluxograma ilustrado na figura 25.

Na Mina Viga a lavra dos materiais de alto grau intempérico é realizado por escavadeiras sem a

necessidade de desmonte por explosivos, ao contrário dos materiais de baixo grau intempérico que

necessitam de serem desmontados por explosivos. O carregamento do material desmontado ou

escarificado é feito preferencialmente por escavadeiras a diesel e o transporte por caminhões

traçados, com capacidade de carga de 38 toneladas, considerando-se uma densidade média do

minério de 2,6 kg/m3.

Inicialmente o ROM (Run Of Mine) é destinado para as pilhas de homogeneização, isto em função

da lavra que ocorre em várias frentes simultâneas, seguindo as orientações do planejamento de

lavra e controle de qualidade de mina. Assim que finalizada a formação das pilhas, as mesmas

alimentam o silo da planta de britagem primária, que é desvinculada da planta de concentração, por

apresentar rendimento operacional inferior. Nesta etapa a massa vindo da lavra, primeiramente,

segue para o silo de alimentação primário, que por sua vez, alimentando uma grelha vibratória com

área de 9,15 m². O retido da grelha segue para a britagem primária, feita por meio de britador de

mandíbula com boca de alimentação de 44”×32”.

O passante da grelha junta fluxo com o produto da britagem primária alimentando a etapa de

peneiramento primário, onde a classificação é feita por uma peneira com abertura de 25 mm, cujo

retido segue para britagem secundária, feito por meio de um britador cônico com capacidade de

processar material com top size de 5,3”. O material 100% < 25 mm segue pela correia

transportadora formando um cone para o posterior transporte ao pátio da planta de concentração

(figura 26).

63

Fo

nte: A

uto

ria pró

pria (2

01

9).

Fig

ura 2

5 - F

lux

ogram

a de b

eneficiam

ento

da M

ina

de V

iga

64

Figura 26 - Transporte do Rom para a usina de Concentração


Depois de estocado no pátio da planta de concentração, o ROM alimenta o silo secundário,

direcionando a massa por meio de alimentador e correia para o peneiramento secundário a úmido,

com corte na malha de 6,3 mm. O material passante em 6,3 mm segue para um tanque e bombeado

para a etapa de concentração inicial (Rougher) feito por meio de separadores magnéticos de tambor

de 7000 Gauss. O material concentrado desta etapa é empilhado pelas correias TC004 e TC005

formando o CCTV grosso e fino.

O rejeito dos tambores de 1 a 7 são peneirados em malha de 1,4 mm cujo passante é deslamado

com direcionamento da lama para a barragem de rejeito, ao passo que material adensado segue para

uma concentração de alto campo (WIMS) com campo magnético em torno de 11.000 gauss, gerando

um rejeito (NFJV) e um concentrado que entra como carga adicional na flotação. Os retidos na

peneira de 1,4 mm juntamente com os retidos do peneiramento secundário juntam fluxo e são

direcionados para a britagem terciária (Britador cônico) que configura um circuito fechado com o

peneiramento terciário em malha de 22 mm.

O produto do peneiramento terciário é direcionado para a moagem (Moinho de bolas) preparando

o material para alimentação da flotação. Antes do material ser flotado, passa primeiramente por

etapa de classificação e deslamangem por hidrociclones. O overflow da deslamagem alimenta o

espessador de rejeito, e o underflow a primeira célula de flotação. A flotação desenvolve-se em três

estágio, o rougher, cleaner e o scavenger, gerando um rejeito que alimenta o espessador de rejeito

e um concentrado que alimenta o espessador de concentrado. O material do espessador de

65

concentrado segue por meio de mineroduto para a planta de filtragem localizada no terminal de

carregamento, ao passo que, o material do espessador de rejeito, é transportado por rejeitoduto até

a barragem de rejeito. A água recuperada por meio dos espessadores, voltam a recircular no

processo.

Para redução da interferência na análise devido à constantes mudanças na rota de processo e a

extensão e instalação da planta de flotação, o presente estudo limitou-se na correlação dos

concentrados dos tambores (CCTV), cuja rota é mais estável e raramente alterada. No entanto, o

presente trabalho abrange os fluxos realçados em vermelho no fluxograma, onde as elipses em roxo

representam os pontos de localização das balanças (figura 25). A coleta de dados foi feita pelo uso

do sistema PIMS, e posteriormente os dados foram dispostos em forma de banco de dados em

planilha Excel.

5.3.1. PIMS – Process Information Management System

O PIMS é uma ferramenta preponderante para o engenheiro de processo, pois para fazer a leitura

do estado operacional da planta de beneficiamento, necessitam-se de informações que são

coletados por instrumentos instalados de forma a garantirem o mínimo erro possível. No presente

estudo utilizaram-se as balanças integradoras, instaladas nas correias transportadoras (figura 27).

Para Ferreira (2014), balança integradoras de correia são instrumentos de pesagem automática,

utilizados para pesagem de forma contínua de materiais a granel que passa na correia, sem a

necessidade de interrupção do fluxo ou subdivisão sistemática da massa. Ainda segundo o mesmo

autor a balança integradora é constituído por ponte de pesagem, gerador de pulso e terminal de

pesagem.

A ponte de pesagem (figura 27a), é o corpo da balança, e é constituído por cavaletes acoplados a

roletes. É nesta ponte onde a carga passa razão pela qual a mesma é conectada a células de carga.

Os geradores de pulso medem a velocidade de transporte do material, por meio de tacômetro

integrado no sistema. O terminal serve como interface de monitoramento, exibindo informações

em tempo real como a massa e a velocidade de transporte, também é chamada de IHM (interface

homem máquina) (figura 27b).

66

Figura 27 – Balança integradora - a) Ponte de pesagem; b) Terminal de pesagem


Para Sousa (2014), O sistema PIMS é uma ferramenta para gerenciar informações do processo que

obtém os dados, armazenando-os e os disponibilizando de forma gráfica, tabelada e em forma de

relatórios. Ainda segundo o mesmo autor, tem como principal função a junção de um conjunto de

dados em um banco de dados relacional centralizado, filtrando-os e os transformando em

informação, gerando assim o conhecimento para o auxílio na tomada de decisões estratégicas.

O PIMS busca dados de processo e os armazena em banco de dados a cada milissegundo. A coleta

é feita por meio de um servidor que busca os dados de forma direta no PLC (programmable Logical

Controller), sendo este responsável pelo recebimento de informação dos instrumentos de medição

da usina. Os PLCs podem armazenar informação por 15 anos, obtendo-se por meio dos mesmos

dados instantâneos e históricos passados.

O sistema PIMS utilizado no presente estudo foi o PI System da empresa OSI Soft-ware, que

funciona a base do algoritmo Swinging doors, possibilitando a geração de relatórios web e em

Excel.

67

5.3.2. PI System

Na realização do presente estudo o software PI e o complemento PI DataLink foram de extrema

importância, pois por meio dos mesmos, foi possível a importação de históricos de dados para

planilhas em Excel, permitindo assim a criação de banco de dados que possibilitassem a análise

dos dados e as respetivas correlações com dados laboratoriais.

O PI System é um software de coleta, armazenamento e gerenciamento de informações de processo.

Os dados são coletados por aplicações de interface do PI ou de conetores, hospedados no banco de

aquisição de dados do computador. Pela interface do PI, os dados são encaminhados para um

servidor de armazenamento de dados, ao passo que pelos conectores, os dados são enviados para

um banco de dados do servidor AF, com a criação automática de um ponto e estrutura de

armazenamento do banco de dados. Do banco de dados ou do servidor AF, os dados podem ser

lidos por qualquer computador com visualizador do PI como o PI ProcessBook, PI DataLink ou PI

Vision figura 28 (OSISOFT, 2017).

Figura 28 - Configuração dos componentes do sistema PI

Fonte: OSISOFT (2017).

Cada balança integradora recebe uma nomenclatura para fácil identificação, no presente estudo

foram analisadas as vazões mássicas nas seguintes balanças: TC-002-2015, TC-004-2037 e TC-

68

005-2037. As duas primeiras letras (TC) significam “Transportador de Correia”, os três números

do meio indicam o número da correia e os últimos quatros é a identificação da área. A primeira

correia é a de alimentação do material figura 29a, na segunda ocorre o empilhamento do produto

(CCTV_GROSSO) figura 29b e na terceira do produto (CCTV_FINO) figura 29b.

Figura 29 - Correias transportadoras. a) Alimentação; b) concentrados


Para o tratamento de dados no PI, faz-se necessário à atribuição de uma variável para cada tipo de

dado em análise, por intermédio da qual irá ser feita o armazenamento de informações. No entanto,

as balanças acopladas nas correias possuem cada uma um código TAG, servindo como variáveis

“únicas” para o armazenamento das informações. As TAGs usadas foram: VPT_2015_WIT001

para a correia na alimentação; VPT_2037_WIT004 para o concentrado (CCTV_GROSSO) e

VPT_2037_WIT050 para o concentrado (CCTV_FINO).

A primeira parte do código TAG significa Viga Planta de Trabalho, a segunda indica a área ao

passo que na última está dividida em duas, WIT do inglês “Weight” que significa peso e a parte

numérica indica o número da balança.

Os resultados dos dados laboratoriais foram extraídos por intermédio do LIMS, transformados em

formato Excel com o posterior balanço de massa devido aos erros inerentes ao processo.

69

5.3.3. LIMS - Laboratory information management system

Para Melo (2010), o LIMS é um sistema laboratorial com utilização para integração e

gerenciamento de dados, com ênfase na melhoria de qualidade das informações, buscando gerar

seus resultados de maneira consistente e confiável. Ainda segundo o mesmo autor, o LIMS

acompanha o ciclo de vida dos dados, que inclui coleta de dados, armazenamento, análise, emissão

de relatórios e arquivamento.

O LIMS permite o gerenciamento de grande quantidade de informações, e são mais seguros quanto

ao armazenamento das mesmas, pois, realizam interface direta com os instrumentos laboratoriais,

permitindo o upload direto das informações em seu banco de dados. Possibilita também o

compartilhamento de dados com outros laboratórios e a fácil capacidade de importação e

exportação de dados com outros softwares (MELO, 2010).

6. METODOLOGIA

O presente trabalho está dividido em duas partes:

1. Amostras de frente de lavra

i. Coleta de amostras de diferentes litotipos consoantes a programação do

planejamento a curto prazo, e sua posterior caracterização;

i. Processamento das amostras em teste laboratorial (Teste padrão);

i. Extração dos resultados e construção de banco de dados;

i. Análise dos resultados e teste de relevância para cada litotipo analisado;

2. Amostras de pilha

i. Coleta de amostras em pilha pulmão;

ii. Estabelecimento de um teste padrão e o posterior tratamento das amostras

coletadas;

iii. Estruturação e organização das taxas de alimentação das pilhas na usina e

do concentrado no fluxo em análise, por intermédio do PI System, usando a

ferramenta Excel;

iv. Extração dos dados e construção de um banco de dados geometalúrgico;

v. Análise dos dados.

70

6.1. COLETA DE DADOS

6.1.1. Amostras de frente de lavra

Para as frentes de lavra, as amostragens foram feitas segundo a programação do planejamento de

curto prazo, realizadas ao longo do mapeamento geológico e durante as atividades rotineiras de

amostragem da mina, que se objetivou na busca e identificação das variações das rochas

metamórficas bandadas.

A programação das amostras de canais visa a verificação da relação de contatos, estratigrafia,

espessura, geoquímica, granuloquímica e a continuidade lateral do corpo mineralizado com intuito

de gerar informações para atualização das seções geológicas horizontais (ANDRADE, SOUZA e

WEBER, 2018).

A coleta das amostras foi realizada por domínios, em uma malha regular respeitando as dimensões

dos blocos do modelo de curto prazo, com espaçamento de 12,5 por 12,5 metros entre as amostras,

sendo representativa para 6 metros de profundidade. A profundidade do canal amostrado (figura

30a) variou de 1,5 a 2,5 metros, coletando uma massa equivalente a 60 quilos (figura 30c), que é a

quantidade necessária para realização dos ensaios de caracterização tecnológica.

Figura 30 - Amostragem na frente. a) Canal; b) Amostragem nas paredes do canal; c) Amostras

coletadas


71

As nomenclaturas dos pontos amostrados foram feitas usando a identificação VGA-FL-18XXXX,

onde VGA é a identificação da Mina Viga, FL significa frente de lavra, o número 18 indica o ano

em que foi feito a amostragem, e as últimas variáveis a identificação do número de pilha. As coletas

foram feitas seguindo a direção perpendicular do mergulho dos planos de contato de forma a se

alcançar maior representatividade amostral.

6.1.2. Amostras da usina de beneficiamento

Na usina industrial foram definidos quatro pontos de amostragem. Para os testes de bancada foram

coletadas amostras no chute da correia TC-004-2005, que é uma das correias que transporta o

produto da britagem primária e secundária (figura 29); Na planta de concentração foram definidos

três pontos amostrais, sendo o primeiro no chute do alimentador da planta que transfere o material

para a correia de alimentação do peneiramento secundário TC-002-2015, e dois pontos de

amostragem dos produtos em análise (CCTV FINO e GROSSO), nos chutes das correias TC-004-

2037 e TC-005-2037 respetivamente. As amostras foram identificadas e etiquetadas, foram usadas

pás, sacos de amostragem, leiteiras e coletores. Foram coletadas por turno e de modo a se obter

massas aproximadas conforme a determinação do plano de amostragem.

6.1.2.1. Amostragem do ROM britado

Para cada pilha no ROM britado, as amostras foram coletadas durante 12h, partindo-se do tempo

de início da coleta, gerando-se uma amostra para cada turno, executado do seguinte modo:

Realizou-se a coleta de 02 incrementos com o auxílio do coletor, cortando o fluxo no

chute de descarga da correia transportados TC-004-2005 (figura 31b e 31c);

Acondicionou-se o material em saco plástico devidamente identificados, com etiquetas

preservadas em sacos de 10×15 cm;

Repetiu-se a coleta de dois incrementos a cada uma hora;

E por fim enviou-se as amostras ao laboratório de desenvolvimento.

72

Figura 31 - Amostragem do Rom britado. a) Planta de britagem primária e secundária; b) coleta

no chute da TC-004; c) amostrador cortando fluxo


6.1.2.2. Amostragem da alimentação na planta de concentração

Conforme a amostragem de rotina da produção, as coletas foram feitas ao longo dos períodos de

alimentação das pilhas na planta de concentração, executado do seguinte modo:

Realizou-se a coleta de 02 incrementos com o auxílio do coletor, cortando o fluxo no

chute de descarga do alimentador AL-001-2015, o qual alimenta a correia

transportadora TC-002-2015 (figura 32);



Repetiu-se a coleta de dois incrementos a cada trinta minutos, gerando duas amostras a

cada turno;

73

Enviou-se assim as amostras ao laboratório de desenvolvimento.

Figura 32 - Amostragem da alimentação da planta de concentração


6.1.2.3. Amostragem do concentrado (CCTV_GROSSO)



Realizou-se a coleta de 01 incremento com o auxílio da pá de amostragem, cortando o

fluxo no chute de descarga da correia TC-003-2037, o qual alimenta a correia

transportadora TC-004-2037 (figura 33);



Repetiu-se a coleta de dois incrementos a cada trinta minutos para composição da

amostra global, gerando duas amostras a cada turno;

74

Sendo finalmente enviadas as amostras ao laboratório de desenvolvimento.

Figura 33 - Amostragem do CCTV_GROSSO


6.1.2.4. Amostragem do concentrado (CCTV_FINO)



Realizou-se a coleta de 01 incremento com o auxílio da pá de amostragem, cortando o

fluxo no chute de descarga da correia transportadora TC-005-2037 (figura 34);



Repetiu-se a coleta de dois incrementos a cada trinta minutos para composição da

amostra global, gerando duas amostras a cada turno;

Procedeu-se finalmente com o envio das amostras ao laboratório de desenvolvimento.

75

Figura 34 - Amostragem do concentrado CCTV_FINO


6.2. TESTE PADRÃO GEOMETALÚRGICO DE FRENTE DE LAVRA

Definiu-se o fluxo que melhor representasse a rota de processamento industrial, para se alcançar

maior representatividade. As amostras foram primeiramente homogeneizadas por meio de

quarteamento por pilhas alongadas, aumentando assim a homogeneização das amostras e reduzindo

o erro devido a heterogeneidade do material. O fluxograma do teste padrão de frente de lavra é

mostrado na figura 35.

Coletou-se em torno de 60 Kg de amostra de cada ponto, onde 100% da foi britado com objetivo

de reduzi-la à granulometria <25,0 mm (Fluxo 1). Em segunda instância, 100% da massa é

peneirada na malha de 6,3 mm, objetivando classificá-la. O material passante em 6,3 mm (Fluxo

3) é submetido à primeira etapa de concentração magnética, gerando um concentrado (Fluxo 5) e

um rejeito (Fluxo 6). Como alternativa de melhorar a qualidade deste concentrado o mesmo é

76

submetido a uma nova etapa de concentração magnética (Cleaner) gerando um novo concentrado

(Fluxo 8) e um novo rejeito (Fluxo 7).

A massa retida em 6,3 mm (Fluxo 2) é submetida à britagem secundária em circuito fechado até

que 100% da massa esteja abaixo de 6,3 mm (Fluxo 4). Posteriormente esta massa foi submetida à

concentração magnética gerando um concentrado (Fluxo 10) e um rejeito (Fluxo 9).

Em todos os fluxos do processo, as massas foram pesadas sendo retirada uma alíquota para

realização das análises químicas. Especialmente nos resultados finais dos processos (Fluxos 1; 5;

8; 9 e 10).

Figura 35 - Fluxograma do teste padrão de frente de lavra


77

6.3. ESTABELECIMENTO DO TESTE PADRÃO DE PILHA (ROM BRITADO)

O fluxograma do teste em escala de bancada para as pilhas (Teste Padrão), foi definido de forma a

se reproduzir o fluxograma real da planta industrial na rota estabelecida.

As amostras foram preparadas e processadas no laboratório de pesquisa e desenvolvimento tecnológico

da empresa. As mesmas foram coletadas no fluxo de formação das pilhas denominada ROM

BRITADO (100% <25 mm), foram primeiramente homogeneizadas por meio de quarteamento por

pilhas alongadas, aumentado assim a homogeneização das amostras e reduzindo o erro devido a

heterogeneidade do material. Após a homogeneização, peneirou-se o material em malha de 6,3 mm

gerando material retido e passante. O material passante é submetido a etapa de contração única

devido ao alcance de valores satisfatórios já nesta etapa. Utiliza-se para tal, separador magnético

de tambor com um campo magnético de 3000 G, Gap de 25,4 mm, rotação de 16 rpm e com

porcentagem de sólido de 30% (figura 37). Em todos os fluxos do processo, as massas foram

pesadas sendo retirada uma alíquota para realização das análises químicas. A figura 36 ilustra o

fluxograma de teste padrão das pilhas.

Figura 36 - Fluxograma do teste padrão de pilha

Fonte: Autoria própria.

78

O concentrado do separador magnético (CCTV) é classificado em peneiras de abertura quadrada

de 50×50cm (Figura 37b), cujas malhas são 2,00 mm, 1,40 mm, 0,50 mm e 0,30 mm

respetivamente, formando material retido e passante. O rejeito do tambor (NMTV) é submetido

também a etapas de classificação nas mesmas malhas de abertura e peneiras.

As variações nos peneiramentos auxiliam na tomada de decisão da malha de peneiramento

industrial, a fim de adequar a qualidade do produto CCTV.

Figura 37 - a) separador magnético de 3000 G; b) Peneiras de 50×50 cm


Definiu-se como equivalente o concentrado no tambor do laboratório (CCTV) aos concentrados

dos rougher dos tambores da usina (CCTV), e o rejeito dos tambores no laboratório (NMTV) ao

rejeito NGTV da usina.

No presente trabalho utilizou-se a ferramenta LIMS para a obtenção dos dados químicos das

amostras processadas no laboratório. Os dados alimentaram o fluxograma do teste padrão (Figura

38) para o fechamento de do balanço de massa.

79

Figura 38 – Fluxograma de balanço de massa do teste padrão de pilha


7. RESULTADOS E DISCUSSÕES

As tabelas 2 e 3 ilustram os dados das pilhas extraídos do PI e do LIMS e as respetivas recuperações.

As informações de massa foram extraídas do PI ao passo que os teores foram extraídos do LIMS.

Para simplificação, os nomes dos fluxos foram abreviados da seguinte forma: A terminação “USI”

identifica que o fluxo analisado é da usina, e a terminação “LAB” identifica que o fluxo analisado

é do laboratório; Massa de alimentação (AL_USI); Teor de ferro na alimentação (%Fe_AL_USI);

Massa de concentrado +2mm dos tambores (CCTV_GROSSO_USI); Teor de ferro no concentrado

dos tambores +2mm (%Fe_CCTV_GROSSO_USI); Massa de concentrado -2mm dos tambores

(CCTV_FINO_USI); Teor de ferro no concentrado -2mm dos tambores

(%Fe_CCTV_FINO_USI); Teor de ferro no concentrado +2mm dos tambores

(%Fe_CCTV_GROSSO_USI); Massa do concentrado (FINO+GROSSO) dos tambores

(CONC_CCTV_USI); Teor de Fe no concentrado (FINO+GROSSO) dos tambores

(%Fe_CCTV_USI); E as recuperações mássicas e metalúrgicas dos fluxos que começam com a

inicial “%RM” e “%RM_Fe” respetivamente. As tabelas de 3 e 4 ilustram os Dados de teor e massa

das pilhas na usina e suas recuperações mássicas e metalúrgicas. A figura abaixo ilustra a

representação esquemática simplificada do balanço de massas do fluxo analisado na usina:

80

Figura 39 - Representação esquemática simplificada do fluxo em análise


Sabe-se que as recuperações mássicas e metalúrgicas são dadas por:

𝑅𝑀 =𝐶

𝐴× 100% (Eq. 01)

Onde: C é a massa no concentrado e A na alimentação.

𝑅𝑀_𝐹𝑒 = 𝐶×𝑐

𝐴×𝑎× 100% (Eq. 02)

Onde: c é o teor no concentrado e a na alimentação.

Adaptando as equações 1 e 2 e tendo como exemplo a pilha “PP01-2019-13” na tabela 2 tem-se:

%𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 =𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐺𝑅𝑂𝑆𝑆𝑂_𝑈𝑆𝐼 × (%𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐺𝑅𝑂𝑆𝑆𝑂_𝑈𝑆𝐼) + 𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐹𝐼𝑁𝑂_𝑈𝑆𝐼 × (%𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐹𝐼𝑁𝑂_𝑈𝑆𝐼)

𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐺𝑅𝑂𝑆𝑆𝑂_𝑈𝑆𝐼 + 𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐹𝐼𝑁𝑂_𝑈𝑆𝐼× 100

⇒ %𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 =59,84 𝑡/ℎ×62,42+52,40 𝑡/ℎ×66,54

(59,84+52,40)𝑡/ℎ× 100 = 64,34

%𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐺𝑅𝑂𝑆𝑆𝑂_𝑈𝑆𝐼 =𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐺𝑅𝑂𝑆𝑆𝑂_𝑈𝑆𝐼

𝐴𝐿_𝑈𝑆𝐼× 100

⇒ %𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐺𝑅𝑂𝑆𝑆𝑂_𝑈𝑆𝐼 =59,84 𝑡/ℎ

870,13 𝑡/ℎ× 100 = 6,88

%𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐹𝐼𝑁𝑂_𝑈𝑆𝐼 =𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐹𝐼𝑁𝑂_𝑈𝑆𝐼

𝐴𝐿_𝑈𝑆𝐼× 100

⇒ %𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐹𝐼𝑁𝑂_𝑈𝑆𝐼 =52,40 𝑡/ℎ

870,13 𝑡/ℎ× 100 = 6,02

%𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 = %𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐺𝑅𝑂𝑆𝑆𝑂_𝑈𝑆𝐼 + %𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝐹𝐼𝑁𝑂_𝑈𝑆𝐼

⇒ %𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 = 6,88 + 6,02 = 12,90

81

%𝑅𝑀_𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 = 𝐶𝑂𝑁𝐶_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼×(%𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼)

𝐴𝐿_𝑈𝑆𝐼×(%𝐹𝑒_𝐴𝐿_𝑈𝑆𝐼)× 100

⇒ %𝑅𝑀_𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 = 112,24 𝑡/ℎ × 64,34

870,13 𝑡/ℎ × 42,98× 100 = 19,31





82

As tabelas de 4 a 18 ilustram os dados obtidos no laboratório para as pilhas analisadas. Tomando-

se como exemplo a pilha “PP01-2019-13” da tabela 4, os cálculos foram feitos segundo a

demonstração abaixo.

Para simplificação, foram estabelecidas as seguintes nomenclaturas: Alimentação pesada

(AL_PES), alimentação calculada (AL_CALC), perda no processo (PERD_PROC), massa

>6,3mm (RET_6,3), massa <6,3mm (PASS_6,3), rejeito (REJ), concentrado (CONC), >2mm

(RET_2), <2mm (PASS_2), recuperação mássica parcial (REC_PARC), recuperação mássica

global (REC_GLOB), recuperação metalúrgica de Fe parcial (REC_Fe_PARC), recuperação

metalúrgica de Fe global (REC_Fe_GLOB).

Para o peneiramento a 6,3 mm:

AL_CALC = RET_6,3+PASS_6,3 = 6485g + 32580g = 39065 g

PERD_PROC = AL_PES – AL_CALC = 39065g – 39056 g = 0 g

REC_PARC_AL_CALC = 100%

REC_PARC_PERD_PROC = 𝑃𝐸𝑅𝐷_𝑃𝑅𝑂𝐶

𝐴𝐿_𝑃𝐸𝑆 =

0,00 𝑔

39065 𝑔× 100% = 0

REC_PARC_RET_6,3 = 𝑅𝐸𝑇_6,3

𝐴𝐿_𝐶𝐴𝐿𝐶× 100% =

6485 𝑔

39065 𝑔 × 100% = 16,60%

REC_PARC_PASS_6,3 = 𝑃𝐴𝑆𝑆_6,3


32580 𝑔

39065 𝑔× 100% = 83,40 %

REC_GLOB_AL_CAL = 100%

REC_GLOB_PERD_PROC = 0,00%

REC_GLOB_RET_6,3 = 16,60%

REC_GLOB_PASS_6,3 = 83,4%

Fe_AL_CALC = 𝑅𝐸𝑇_6,3×𝐹𝑒_𝑅𝐸𝑇_6,3+𝑃𝐴𝑆𝑆_6,3×𝐹𝑒_𝑃𝐴𝑆𝑆_6,3


6485×55,40+32580×40,33

39065× 100%

⇒ Fe_AL_CALC = 42,83 %

De forma análoga para todos os teores (Si, Al, Mn, P) e PPC.

REC_Fe_PARC_AL_CALC = 100%

REC_Fe_PARC_RET_6,3 = 𝑅𝐸𝐶_𝑃𝐴𝑅𝐶_𝑅𝐸𝑇_6,3×𝐹𝑒_𝑅𝐸𝑇_6,3

𝐹𝑒_𝐴𝐿_𝐶𝐴𝐿𝐶× 100% =

16,60%×55,40%

42,83 = 21,47%

REC_Fe_PARC_PASS_6,3 = 𝑅𝐸𝐶_𝑃𝐴𝑅𝐶_𝑃𝐴𝑆𝑆_6,3×𝐹𝑒_𝑃𝐴𝑆𝑆_6,3


83,4%×40,33%

42,83 = 78,53%

REC_Fe_GLOB_RET_6,3 = 𝑅𝐸𝐶_𝐺𝐿𝑂𝐵_𝑅𝐸𝑇_6,3×𝐹𝑒_𝑅𝐸𝑇_6,3


16,60%×55,40%

42,83 = 21,47%

83

REC_Fe_GLOB_PASS_6,3 = 𝑅𝐸𝐶_𝐺𝐿𝑂𝐵_𝑃𝐴𝑆𝑆_6,3×𝐹𝑒_𝑃𝐴𝑆𝑆_6,3


83,4%×40,33%

42,83 = 78,53%

Para a separação magnética do material menor que 6,3mm (SMT <6,3mm natural):

AL_CALC = REJ+CONC= 8090g + 2716g = 10806 g

PERD_PROC = AL_PES – AL_CALC = 10895g – 10806g = 89g

REC_PARC_AL_CALC = 100%

REC_PARC_PERD_PROC = 𝑃𝐸𝑅𝐷_𝑃𝑅𝑂𝐶

𝐴𝐿_𝑃𝐸𝑆 =

89 𝑔

10895 𝑔× 100% = 0,82%

REC_PARC_REJ = 𝑅𝐸𝐽


8090 𝑔

10806 𝑔 × 100% = 74,87%

REC_PARC_CONC = 𝐶𝑂𝑁𝐶


2716 𝑔

10806 𝑔× 100% = 25,13 %

REC_GLOB_AL_CAL = REC_GLOB_PASS_6,3 = 83,4%

REC_GLOB_PERD_PROC = REC_PARC_PERD_PROC × REC_GLOB_AL_CALC

⇒ REC_GLOB_PERD_PROC = 0,82% × 83,4% = 0,68%

REC_GLOB_REJ = REC_PARC_REJ × REC_GLOB_AL_CALC = 74,87% × 83,4% = 62,44%

REC_GLOB_CONC = REC_PARC_CONC × REC_GLOB_AL_CALC

⇒ REC_GLOB_CONC = 25,13 % × 83,4% = 20,96%

Fe_AL_CALC = 𝐶𝑂𝑁𝐶×𝐹𝑒_𝐶𝑂𝑁𝐶+𝑅𝐸𝐽×𝐹𝑒_𝑅𝐸𝐽


2716×65,23+8090×31,50

10806× 100% = 39,98%

De forma análoga para todos os teores (Si, Al, Mn, P) e PPC.

REC_Fe_PARC_AL_CALC = 100%

REC_Fe_PARC_REJ= 𝑅𝐸𝐶_𝑃𝐴𝑅𝐶_𝑅𝐸𝐽×𝐹𝑒_𝑅𝐸𝐽


74,87%×31,50%

39,98 = 58,99%

REC_Fe_PARC_CONC= 𝑅𝐸𝐶_𝑃𝐴𝑅𝐶_𝐶𝑂𝑁𝐶×𝐹𝑒_𝐶𝑂𝑁𝐶


25,13%×65,23%

39,98 = 41%

REC_Fe_GLOB_REJ= 𝑅𝐸𝐶_𝐺𝐿𝑂𝐵_𝑅𝐸𝐽×𝐹𝑒_𝑅𝐸𝐽


62,4%×31,50%

39,98 = 49,16%

REC_Fe_GLOB_CONC= 𝑅𝐸𝐶_𝐺𝐿𝑂𝐵_𝐶𝑂𝑁𝐶×𝐹𝑒_𝐶𝑂𝑁𝐶


20,96%×65,23%

39,98 = 34,20%

De forma análoga para o peneiramento a 2 mm (CCTV 2,00 mm).

84

Tabela 4 - Dados do laboratório da pilha PP01-2019-13




85





86





87





88





89

Tabela 14 - Dados dos teores (Al, Mn, P), PPC, das pilhas (01-10;01-11)




90



Tabela 17 - Dados dos teores (Al, Mn, P), PPC, da pilha (02-13;01-14)


91

Tabela 18 - Dados dos teores (Al, Mn, P), PPC, da pilha (02-14;01-15)


Para a determinação do tipo de correlação, é necessário a verificação da distribuição dos dados e

da consequente verificação da normalidade da distribuição. Todos os dados de recuperação mássica

e metalúrgica global (tabela 19) apresentaram distribuição normal (gráfico 1 e 2), ou seja, os valores

de p foram superiores que 0,05. Entre os fluxos analisados apresentou maior normalidade a

%RM_CCTV_LAB com valor de p de 0,741, a distribuição com menor normalidade foi a

%RM_CCTV_LAB_-2mm com valor de p de 0,135. Pelo gráfico 03 pode-se observar a

distribuição dos dados mais uniforme na %RM _CCTV_LAB, configurando a melhor forma de

sino.

Tabela 19 - Recuperações mássicas e metalúrgicas das pilhas na usina


PILHA%RM_CCTV_

USI

%RM_CCTV_

GROSSO_USI

%RM_CCTV

_FINO_USI

%RM_Fe_

CCTV_USI

%RM_CCTV

_LAB

RM_CCTV_

LAB_+2mm

%RM_CCTV_

LAB_ -2mm

%RM_Fe_

CCTV_LAB

PP01-2019-13 12,90 6,88 6,02 19,31 20,96 4,08 16,88 34,20

PP02-2019-12 22,89 8,64 14,25 36,63 23,05 5,76 17,29 41,90

PP01-2019-12 34,39 14,09 20,30 53,41 26,84 5,92 20,92 46,00

PP02-2019-11 26,69 8,18 18,52 43,16 21,72 5,31 16,41 38,80

PP01-2019-11 41,44 14,28 27,16 67,13 34,56 8,69 25,88 60,90

PP01-2019-10 40,70 12,10 28,61 64,26 25,63 6,74 18,89 41,04

PP02-2019-13 21,52 10,18 11,33 32,95 16,52 4,91 11,61 29,40

PP01-2019-14 23,48 13,85 9,63 35,77 22,91 7,42 15,50 41,60

PP02-2019-14 18,61 10,82 7,79 29,22 28,11 10,42 17,70 48,20

PP01-2019-15 25,18 14,59 10,59 38,44 27,76 10,82 16,94 45,30

92

Gráfico 1 - Teste de probabilidade e normalidade dos fluxos


Gráfico 2 - Teste de probabilidade e normalidade dos fluxos


93

Gráfico 3 - Histograma de distribuição


Admitida a condição de normalidade dos dados, realizou-se as correlações entre os fluxos

estabelecidos. Dada equivalência estabelecida entre a recuperação mássica do concentrado do

tambor no laboratório (%RM_CCTV_LAB) e a soma das recuperações

%RM_CCTV_GROSSO_USI com a %RM_CCTV_FINO_USI, obtém-se um gráfico de regressão

com um coeficiente de correlação de Pearson de 36% (Gráfico 4).

O baixo poder de predição deve-se à pouca quantidade de dados, fazendo-se necessário a realização

de mais testes de bancada e a extração de mais dados das mesmas pilhas processadas em escala

industrial. O gráfico mostra variação de proporcionalidade direta entre as duas recuperações

analisadas, o que se traduz no aumento da recuperação mássica industrial com o aumento da

recuperação mássica em escala de bancada como é de se esperar.

94

Gráfico 4 - Recuperação mássica no laboratório vs Recuperação mássica na usina


A correlação entre a recuperação metalúrgica no laboratório (%RM_Fe_CCTV_LAB) e na usina

(%RM_Fe_CCTV_USI) apresentou o menor coeficiente de correlação de Pearson (35,9%) gráfico

5. A regressão resultante entre a recuperação mássica do laboratório no concentrado do tambor

retido na tela de 2 mm (%RM_CCTV_LAB_+2 mm), com a recuperação mássica do concentrado

dos tambores na usina retido na malha de 2mm (%RM_CCTV_GROSSO_USI), é uma reta

crescente cujo coeficiente de correlação de Pearson é de aproximadamente 41% (gráfico 06).

A regressão resultante entre a recuperação mássica no laboratório do concentrado do tambor e

passante na tela de 2 mm (%RM_CCTV_LAB_-2 mm), com a recuperação mássica do concentrado

(Fino) dos tambores na usina (%RM_CCTV_FINO_USI), é uma reta crescente cujo coeficiente de

correlação de Pearson é de 42,7% (gráfico 07).

De um modo geral, todos os gráficos são crescentes e com coeficiente de correlação ainda não

muito satisfatório, cuja viés de predição deve-se ao baixo par de dados que aumenta com o aumento

do número de informações.

35,00%30,00%25,00%20,00%15,00%

45,00%

40,00%

35,00%

30,00%

25,00%

20,00%

15,00%

10,00%

S 0,0790939

R2 36,0%

R2(aj) 28,0%

RM_CCTV_LAB

RM

_CC

TV

_USI

Gráfico de Linha AjustadaRM_CCTV_USI = - 0,0134 + 1,133 RM_CCTV_LAB

95

Gráfico 5 - Recuperação metalúrgica no laboratório vs Recuperação metalúrgica na usina


Gráfico 6 - Recuperação mássica do concentrado no laboratório +2 mm vs Recuperação mássica

(Grosso) dos tambores na usina


65,00%60,00%55,00%50,00%45,00%40,00%35,00%30,00%

70,00%

60,00%

50,00%

40,00%

30,00%

20,00%

S 0,129717

R2 35,9%

R2(aj) 27,8%

%RM_Fe_CCTV_LAB

%R

M_F

e_C

CTV

_USI

Gráfico de Linha Ajustada%RM_Fe_CCTV_USI = - 0,0402 + 1,077 %RM_Fe_CCTV_LAB

11,00%10,00%9,00%8,00%7,00%6,00%5,00%4,00%

15,00%

14,00%

13,00%

12,00%

11,00%

10,00%

9,00%

8,00%

7,00%

6,00%

S 0,0231407

R2 40,9%

R2(aj) 33,5%

RM_CCTV_LAB_+2mm

RM

_CC

TV

_GR

OSSO

_USI

Gráfico de Linha AjustadaRM_CCTV_GROSSO_USI = 0,05843 + 0,7873 RM_CCTV_LAB_+2mm

96

Gráfico 7 - Recuperação mássica do concentrado no laboratório -2 mm vs Recuperação mássica

(Fino) dos tambores na usina


7.1 TESTE DE SIGNIFICÂNCIA PARA OS LITOTIPOS

As correlações lineares simples apresentam baixo poder de predição, pela pouca quantidade de

fatores na equação modelada que explique a variação do fenômeno. Quanto maior o número de

variáveis consideradas para a construção do modelo maior será à assertividade de predição do

mesmo. Porém não se pode considerar todas as variáveis que interferem na mudança do fenômeno,

sendo necessário a realização de testes e análises para busca das variáveis de interferência

significativa, reduzindo assim a complexidade e extensão da função preditiva.

No processamento da pilha em escala de bancada, é conhecida a constituição da pilha, isto é a

quantidade de cada litotipo que compõem a pilha. Também são obtidas as características físicas e

químicas das pilhas, seja pela ponderação das informações obtidas no modelo de blocos, ou após

o teste de laboratório. Para tal realizou-se testes de relevância (Significância) entre os litotipos, ou

26,00%24,00%22,00%20,00%18,00%16,00%14,00%12,00%10,00%

30,00%

25,00%

20,00%

15,00%

10,00%

5,00%

S 0,0636882

R2 42,7%

R2(aj) 35,6%

RM_CCTV_LAB_ -2mm

RM

_CC

TV

_FIN

O_U

SI

Gráfico de Linha AjustadaRM_CCTV_FINO_USI = - 0,0949 + 1,399 RM_CCTV_LAB_ -2mm

97

seja, procurou-se os litotipos que exercem maior influência na variação da recuperação mássica e

metalúrgica. A tabela 20 ilustra as informações das 56 amostras utilizadas para realização do teste

de significância agrupadas em litotipo.

O teste de significância consistiu em medir o grau de correlação entre a recuperação metalúrgica

para as amostras em cada litotipo e o teor de alimentação de Fe. Deve-se ter em atenção da diferença

existente entre o litotipo que apresenta maior explicação na variação da recuperação metalúrgica

ou mássica com o litotipo que apresenta recuperação mássica e metalúrgica maior.

As análises mostram que apesar do ISIC apresentar a maior recuperação mássica e metalúrgica

dentre os litotipos analisados (Gráfico 9), apresenta também coeficiente de correlação de Person

perto de zero (Gráfico 8), ou seja, não exerce nenhuma influência na variação da recuperação

mássica e metalúrgica no processo, porém quando processados apresentam altas recuperações

devido a característica do material.

A análise de significância dos litotipos pelo método estatístico (coeficiente de correlação de

Pearson), mostrou como maiores influentes na variação da recuperação mássica e metalúrgica no

processo o IGOF e ISIS (gráfico 08), ou seja, a variação da recuperação metalúrgica e mássica foi

mais influenciada pela variação de IGOF e ISIF nas amostras. Os litotipos HEMC, IMNF, IGOS e

IHMC não foram levados em conta no teste de relevância devido à insuficiência de amostras para

realização de regressão (uma amostra de cada).

98

Tabela 20 - Amostras de frente de lavra para os litotipos


AMOSTRA LITOTIPOALTV _LITO

(Kg)% FeT_ALTV _LITO % SiO2 _ALTV_LITO

CCTV _LITO

(Kg)% RM_CCTV _LITO % RM_Fe _CCTV_LITO

VGA-FL180003 IGOF 26,52 40,58 36,80 11,22 42,31 67,03

VGA-FL180011 IGOF 18,54 30,84 48,07 5,43 29,27 64,36

VGA-FL180021 IGOF 18,56 18,02 69,38 0,02 0,08 0,28

VGA-FL180023 IGOF 17,36 30,96 47,81 2,39 13,74 26,19

VGA-FL180032 IGOF 19,98 28,61 51,34 5,17 25,86 53,07

VGA-FL180034 IGOF 30,58 32,06 48,57 7,62 24,90 50,17

VGA-FL180036 IGOF 29,22 43,95 34,12 17,08 58,45 90,30

VGA-FL180045 IGOF 16,48 34,41 49,19 6,60 40,03 65,06

VGA-FL180057 IGOF 22,38 30,51 50,00 5,91 26,39 54,49

VGA-FL180006 HEMC 17,35 59,52 13,31 2,87 16,52 18,40

VGA-FL180055 IMNF 24,21 33,46 47,31 10,63 43,89 74,04

VGA-FL180058 IGOS 25,47 31,37 48,18 7,62 29,90 60,98

VGA-FL180048 IHMC 20,09 38,22 44,84 3,52 17,50 26,71

VGA-FL180004 IHMF 36,46 51,17 24,39 9,77 26,78 35,60

VGA-FL180018 IHMF 23,96 36,55 47,01 4,98 20,78 34,40

VGA-FL180030 IHMF 23,21 39,85 40,78 7,95 34,25 55,32

VGA-FL180031 IHMF 35,50 49,67 26,09 9,04 25,46 34,79

VGA-FL180037 IHMF 29,95 43,70 36,09 15,74 52,55 78,77

VGA-FL180039 IHMF 17,49 43,29 36,98 6,25 35,72 54,68

VGA-FL180047 IHMF 20,19 39,55 41,30 4,00 19,81 32,86

VGA-FL180007 ISIC 13,96 24,60 63,05 5,70 40,80 86,06

VGA-FL180042 ISIC 12,23 37,93 42,84 6,35 51,92 80,34

VGA-FL180043 ISIC 16,05 38,90 42,88 8,68 54,08 82,46

VGA-FL180056 ISIC 19,53 30,64 50,28 7,58 38,80 65,52

VGA-FL180002 ISIF 26,16 35,73 47,23 11,27 43,06 77,44

VGA-FL180010 ISIF 20,03 37,92 41,55 8,12 40,55 71,26

VGA-FL180014 ISIF 15,17 35,30 45,74 6,90 45,48 84,00

VGA-FL180016 ISIF 27,40 43,76 34,67 12,07 44,06 66,10

VGA-FL180017 ISIF 21,96 40,93 40,05 8,11 36,92 58,91

VGA-FL180020 ISIF 13,08 38,43 40,96 2,75 21,02 35,39

VGA-FL180022 ISIF 19,41 43,60 35,43 8,57 44,16 69,06

VGA-FL180025 ISIF 16,64 31,39 53,60 5,77 34,65 72,33

VGA-FL180029 ISIF 29,05 9,56 45,04 11,22 38,63 0,00

VGA-FL180033 ISIF 24,64 37,64 43,39 9,02 36,59 63,40

VGA-FL180035 ISIF 28,70 36,47 45,61 8,26 28,76 51,53

VGA-FL180038 ISIF 35,73 26,92 55,73 8,42 23,57 53,61

VGA-FL180044 ISIF 23,24 43,74 35,00 11,81 50,80 74,70

VGA-FL180046 ISIF 19,24 41,23 39,15 5,29 27,50 42,66

VGA-FL180051 ISIF 31,58 35,74 46,33 7,03 22,25 40,86

VGA-FL180052 ISIF 24,83 39,94 38,17 9,47 38,15 63,25

VGA-FL180053 ISIF 23,95 38,05 41,45 3,28 13,67 23,05

VGA-FL180054 ISIF 20,20 51,80 20,26 11,94 59,11 75,26

VGA-FL180001 ISIS 20,08 31,81 51,97 9,14 45,52 89,07

VGA-FL180005 ISIS 25,64 42,87 36,87 5,76 22,45 33,69

VGA-FL180008 ISIS 22,52 34,43 48,37 8,03 35,66 65,57

VGA-FL180009 ISIS 30,76 29,70 55,42 9,79 31,83 66,72

VGA-FL180013 ISIS 12,51 31,16 51,00 5,47 43,69 87,89

VGA-FL180015 ISIS 28,17 47,29 28,67 6,50 23,06 32,58

VGA-FL180019 ISIS 22,58 29,87 53,63 5,15 22,79 48,35

VGA-FL180026 ISIS 12,94 33,76 49,51 5,38 41,59 69,36

VGA-FL180027 ISIS 13,90 42,93 35,51 2,99 21,48 32,97

VGA-FL180028 ISIS 18,66 7,95 50,49 6,87 36,80 0,00

VGA-FL180040 ISIS 21,00 36,77 45,62 8,55 40,70 67,05

VGA-FL180041 ISIS 19,12 30,66 51,92 7,79 40,75 80,17

VGA-FL180049 ISIS 23,18 38,70 41,36 8,61 37,15 62,63

VGA-FL180050 ISIS 22,06 40,21 37,14 7,91 35,83 56,22

99

O itabirito Goethitico friável exerceu maior influência na variação da recuperação mássica e

metalúrgica seguindo-se do itabirito silicoso friável, com isso, podem ser consideradas como

variáveis a integrar no modelo de predição. As recuperações mássicas e metalúrgicas nos litotipos

foram calculas de forma análoga ao da usina pela aplicação da eq. 1 e 2.

Gráfico 8 - Teste de relevância dos litotipos


Gráfico 9 - Recuperações mássicas (%RM) e metalúrgicas (%RM_Fe) dos litotipos


29%

17%

44%

30%

17%

31%

46%

36% 34%

52%

18%

74%

61%

27%

47%

79%

57% 57%

IGOF HEMC IMNF IGOS IHMC IHMF ISIC ISIF ISIS

RECUPERAÇÕES MÉDIAS

% RM % RM_Fe

100

Para a simplificação do modelo, dentre os litotipos, levou-se em consideração apenas a

contribuição do IGOF nas pilhas de alimentação da usina.

Antes da construção do modelo de predição com a inclusão do IGOF, realizou-se um tratamento

nos dados para a verificação de pontos anormais que podem viesar a análise. Pela pouca quantidade

de pilhas excluiu-se apenas as duas amostras localizadas nos extremos do gráfico boxplot (Gráfico

10), reduzindo assim a dispersão dos dados. Com base no range de variação foi estabelecido um

limite superior (LS) e outro inferior (LI), fora dos quais os dados são excluídos. Com isso excluiu-

se dos dados, as pilhas PP01-2019-13 e PP01-2019-11 que se encontram nos dois extremos (gráfico

10).

A tabela 21 ilustra os dados das porcentagens de IGOF e a umidade nas pilhas. O gráfico 11 ilustra

a normalidade do %IGOF e da umidade nas pilhas, sendo que os dois apresentaram-se normais

com valores de p de 0,454 e 0,149 respetivamente. Com a comprovação da normalidade e da

exclusão de dados tidos como anormais, correlacionou-se a variação da recuperação mássica em

função da variação do percentual de IGOF nas pilhas (Gráfico 12) para comprovação da

dependência existente entre as duas variáveis. A correlação linear entre as duas variáveis resultou

em uma reta de regressão cujo coeficiente de correlação de Pearson é de 67,8%, indicando alto

grau de dependência entre as mesmas.

A reta resultante apresentou também coeficiente angular negativo, indicando a existência de uma

razão de proporcionalidade inversa entre as duas variáveis, isto é, quanto maior o percentual de

IGOF na pilha menor será a recuperação mássica e metalúrgica e vice-versa.

O gráfico 13 ilustra o efeito espelho observado nas variações das recuperações mássicas e

metalúrgicas com a variação do percentual de IGOF nas pilhas, isto é em trechos onde se verifica

redução no percentual de IGOF observa-se simultaneamente aumento nas recuperações (mássica e

metalúrgica), ao passo que em trechos onde se verifica aumento do mesmo observa-se redução nas

recuperações.

101

Gráfico 10 - Gráfico boxplot das recuperações média das pilhas


Tabela 21 - %IGOF e %UMIDADE nas pilhas


PILHA % IGOF_PILHA % UMIDADE

PP02-2019-12 0,14 6,33

PP01-2019-12 0,03 6,98

PP02-2019-11 0,09 7,88

PP01-2019-10 0,00 5,80

PP02-2019-13 0,10 5,49

PP01-2019-14 0,09 5,67

PP02-2019-14 0,13 5,79

PP01-2019-15 0,02 5,23

102

Gráfico 11 - Teste de normalidade para %IGOF e a umidade nas pilhas


Gráfico 12 - Regressão linear simples entre %IGOF na pilha e a recuperação mássica na usina


16001400120010008006004002000

40

35

30

25

20

S 4,48545

R2 67,8%

R2(aj) 62,4%

% IGOF_PILHA

% R

M_U

SI

Gráfico de Linha Ajustada% RM_USI = 35,46 - 0,01131 % IGOF_PILHA

103

Gráfico 13 - Variação do %IGOF e da recuperação mássica e metalúrgica


7.2 DETERMINAÇÃO DO MODELO FINAL DE PREVISIBILIDADE

Comprovada a normalidade, excluído os pontos anormais e comprovada a dependência da

recuperação mássica em função da porcentagem de IGOF, partiu-se para a construção do modelo

de predição com a adição de mais variáveis que contribuem na explicação da variação das

recuperações. Além do %IGOF levou-se em consideração os teores de alimentação das pilhas (Fe,

Si, Al, Mn) e a umidade (Tabela 22).

Tabela 22 - Dados para construção do modelo de predição


104

Realizando-se a regressão linear multivariada dos dados definindo-se a recuperação mássica na

usina como a variável resposta (dependente) e os teores (Fe, Si, Al e Mn), a porcentagem de IGOF

e a UMIDADE como variáveis independentes, obtendo-se uma equação de predição com

coeficiente de correlação de Pearson de 100% (Tabela 23), indicando a capacidade de previsão

total da recuperação mássica.

Função de previsibilidade:

𝐑𝐌(%) =𝟑𝟕𝟑𝟕

𝟑𝟐𝟒−

𝟐𝟏𝟏

𝟏𝟗𝟖× (𝐅𝐞𝐀𝐋) +

𝟓𝟎𝟐

𝟓𝟐𝟏× (𝐒𝐢𝐎𝟐𝐀𝐋) −

𝟏𝟐𝟐

𝟐𝟔𝟗× (𝐀𝐥𝟐𝐎𝟑𝐀𝐋) −

𝟓𝟗𝟎

𝟕𝟔𝟏× (𝐌𝐧𝐀𝐋) −

𝟒𝟕

𝟏𝟗𝟖× (𝐈𝐆𝐎𝐅𝐀𝐋) +

𝟐𝟖𝟐𝟐𝟐

𝟗𝟖𝟑× (𝐔𝐦𝐢𝐝𝐀𝐋) (Eq. 03)

Tabela 23 - Resultados de saída da regressão multivariada


Com a previsão da recuperação mássica é possível predizer a recuperação metalúrgica da pilha na

usina. Realizando-se a regressão entre a recuperação mássica e metalúrgica na usina

(%RM_CCTV_USI × %RM_Fe_CCTV_USI) obtém-se uma reta com coeficiente de correlação

de Pearson de 99,5%, indicando a possibilidade de previsão da recuperação metalúrgica pela

recuperação mássica (Gráfico 13).

Pela substituição da equação 1 em 2 tem-se:

𝑅𝑀_𝐹𝑒 = 𝑐

𝑎× 𝑅𝑀 (Eq. 04)

Isolando “c” em 4 tem-se:

𝑐 = 𝑅𝑀_𝐹𝑒×𝑎

𝑅𝑀 (Eq. 05)

R múltiplo 1

R-Quadrado 1

R-quadrado ajustado 65535

Erro padrão 0

Observações 8

RESUMO DOS RESULTADOS

Estatística de regressão

105

Adaptando a equação 5 ao modelo tem-se:

%𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 = 𝑅𝑀_𝐹𝑒_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼×(%𝐹𝑒_𝐴𝐿_𝑈𝑆𝐼)

𝑅𝑀_𝐶𝐶𝑇𝑉_𝑈𝑆𝐼 (Eq. 06)

A equação 6 é a expressão da previsibilidade do teor de ferro no concentrado dos tambores em

função a recuperação mássica, metalúrgica e do teor de ferro na alimentação da usina. Deve-se ter

em atenção da diferença observada entre o teor das pilhas no ROM britado e das mesmas pilhas na

alimentação da usina, fato este que levou a consideração separada dos teores iniciais. Tais

diferenças devem-se a erros causados por diferentes fatores abrangendo desde as técnicas de

amostragem ao erro dos equipamentos.

Gráfico 14 – Recuperação mássica na usina vs recuperação metalúrgica na usina


4035302520

65

60

55

50

45

40

35

30

S 0,937100

R2 99,4%

R2(aj) 99,4%

%RM_CCTV_USI

%R

M_F

e_C

CTV

_USI

Gráfico de Linha Ajustada%RM_Fe_CCTV_USI = - 0,685 + 1,589 %RM_CCTV_USI

106

8 CONSIDERAÇÕES FINAIS

A regressão linear simples entre as recuperações mássicas e metalúrgicas da usina versos

laboratório, apresentaram baixo coeficiente de correlação de Pearson devido ao baixo número de

pares de dados na construção do mesmo, fazendo-se necessário mais amostras para que se logre

um coeficiente significante.

Pelo teste de significância, o Itabirito Goethitico Friável (IGOF) apresentou-se com maior

coeficiente de correlação de Person entre os litotipos analisados, isto é, exerceu maior influência

na variação da recuperação mássica e metalúrgica na usina, mostrando-se importante para

construção do modelo de predição. O mesmo apresentou-se também como elemento que prejudica

na recuperação mássica e metalúrgica na usina, devido à suas características já mencionadas na

seção da geologia da Mina Viga. Para a construção do modelo de predição utilizou-se a regressão

linear multivariada, onde a variável preditora foi a recuperação mássica na usina, ao passo que as

variáveis de predição foram os teores de alimentação das pilhas no laboratório (Fe, Si, Al e Mn), a

recuperação mássica no laboratório, o percentual de IGOF e a umidade.

Partindo-se dos dados de entrada foi possível prever a recuperação mássica, metalúrgica e o teor

de Fe no concentrado dos tambores da usina. A função de predição da recuperação mássica

apresentou poder de previsibilidade completa, isto é, resultou em um coeficiente de correlação de

Pearson de 100%.

107

9 SUGESTÃO PARA TRABALHOS FUTUROS

Os trabalhos geometalúrgicos na Mina de Viga encontram-se em contínuo desenvolvimento, com

o fim de se determinar um modelo final para a predição das recuperações mássicas e metalúrgicas

na usina. Sugere-se que se realize mais testes para a robustez do banco de dados geometalúrgico,

garantindo assim, maior normalidade nos dados e amplo poder de predição das funções de

previsibilidade. Com a robustez do banco de dados, sugere-se a criação de função de previsibilidade

mais ampla, isto é, abrangendo maior parte dos litotipos da mina, e a realização de teste de

sensibilidade no modelo para a identificação das variáveis que exercem maior influência. O

aumento do número de testes elevará o coeficiente de correlação de Pearson para a correlação direta

das recuperações mássicas e metalúrgicas no laboratório e na usina. Sugere-se também com o

aumento de dados, a construção de uma matriz de correlação para identificação das variáveis

relevantes.

Após a determinação do modelo final, sugere-se à adição das funções de predição ao modelo de

blocos e um estudo da recuperação metalúrgica mais abrangente, isto é, a predição da recuperação

metalúrgica de outros elementos metálicos presentes além do Fe. Com isso sugere-se a construção

de um modelo de bloco mais completo, isto é, com os parâmetros de saída da planta (Teores, WI,

PPC etc.).

108

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