20º Prêmio de Excelência

Aplicação de informações geometalúrgicas na previsibilidade na produção de ouro

RESUMO

Durante o processo de beneficiamento do ouro, mudanças na recuperação ocorrem devido as diferentes frentes de lavras alimentadas. A mitigação pode ser realizada com um mapeamento metalúrgico das áreas, ou seja, Geometalurgia. Detectado uma região de baixas recuperações, o planejamento de lavra pode utilizar de ferramentas como diferente blendagem para minimizar o impacto na recuperação. Além disso, com informações geometalúrgicas aderentes, é possível ter uma previsibilidade coerente da produção de ouro. O objetivo deste artigo é apresentar um exemplo prático de aplicação de dados geometalúrgicos a fim de minimizar riscos técnicos ou operacionais na planta de beneficiamento, além da predição em produção de ouro.

 PALAVRAS-CHAVE: Flotação, Lixiviação, Geometalurgia, Ouro, Produção

ABSTRACT

During the treatment of gold ore, some changes in recovery occur due to different mining fronts fed. The mitigation can be carried out with a metallurgical mapping of the areas, that is, Geometallurgy. Detected a region of low recoveries, mining planning can use tools such as different blending to minimize the impact on recovery. Besides, with adhering Geometallurgical information, it is possible to have a consistent predictability of gold production. The objective of this technical paper is to present a pratical example of the application of geometallurgical data in order to minimize technical or operational risks in the Plant and the prediction in the gold production.

KEYWORDS: Flotation, Leaching, Geometallurgy, Gold, Production

1. INTRODUÇÃO

A extração de ouro na Mina Morro do Ouro iniciou-se em 1987 com o minério superficial oxidado. Com o aumento de produção e o aprofundamento da cava, a Usina passou por expansões visto que o Bond Work Index aumentava e os teores no minério oxidado eram baixos. Em 1998 foi construída uma nova usina de beneficiamento para minérios com alto WI, como os sulfetados (Silva et al. 2015).

A rocha predominante no depósito trata-se do filito com foliações característica dessa rocha e presença de boudins de quartzo. Ao longo do deposito, é possível observar também presença de veios com espessuras variáveis de quartzitos. O ouro encontra-se então distribuído em dois tipos de filitos: alterado (oxidado – B1) e não alterado (sulfetado – B2). No primeiro tipo nota-se uma coloração pálida em amarelo, mudando, na medida que se aumenta a profundidade, para uma coloração cinza devido a presença de material carbono. No filito não alterado a coloração é escura permitindo a identificação visual de sulfetos, quartzo e carbonatos (Figura 1).

Figura 1. Mina Morro do Ouro e seus perfis litológicos (Oliver et al, 2015).

O ouro está mineralizado no filito seja livre ou seja associado a sulfetos como pirita (FeS2) e arsenopirita (FeAsS). Em 2016, o teor médio lavrado foi de 0,438 g/t com uma recuperação na flotação de 80%, na lixiviação 89% e totalizando 402.671 onças equivalentes para as duas plantas em operação, Planta 1 e Planta 2.

Geometalurgia é a combinação de informações geológicas e metalúrgicas permitindo uma distribuição espacial ou geologicamente (domínios) e, também, uma determinação prévia de parâmetros metalúrgicos. Usualmente são utilizados dados metalúrgicos como Bond Work Index (BWI), Teste de carga pontual (PLT), Drop-Weight Test (DWT), recuperação flotação, etc.

A aplicação da Geometalurgia na Mina Morro do Ouro está associada a dificuldade principalmente na previsibilidade do comportamento metalúrgico no minério. Ao longo da operação das plantas de beneficiamento, observa-se grande variação na performance em função do minério/região alimentado. No gráfico abaixo é apresentado um exemplo de instabilidade causada no rejeito pelo aumento do blend de um banco/região alimentado na Planta 2 em 2016

Figura 2. Teor de Rejeito x Blend Banco 764

O objetivo desse trabalho é apresentar um exemplo prático de aplicação de dados geometalúrgicos de recuperação na flotação e lixiviação, no planejamento de produtivo de ouro na Mina Morro do Ouro.

2. METODOLOGIA

Na campanha de sondagem atual são obtidas amostras de testemunhos em que são preparados e analisados: teores de ouro, enxofre e arsênio além de índices como BWI, densidade, recuperação e capacidade de neutralização ácida. Atualmente, há duas sondas utilizadas na Campanha de Sondagem de furos HQ (63,5 mm). O intuito da campanha é ter uma melhor antecipação em relação aos parâmetros citados anteriormente.

Figura 3. Sonda adquirida em 2013 para Campanha de Sondagem

A malha de sondagem atual é feita um furo a cada 200 m. As amostras são preparadas a cada três metros e analisado os teores de ouro, enxofre e arsênio. Para realização dos testes metalúrgicos, as amostras são compostas em doze metros a fim de representar os bancos da mina (Figura 4).

Figura 4. Malha de sondagem

As amostras são encaminhadas para o laboratório de processo e preparadas conforme abaixo:

  • Fragmentação das amostras em britador de mandíbulas em 2,36mm;
  • Quarteamento das amostras em alíquotas de 1,5kg;
  • Envio das amostras para o laboratório de análises químicas para determinação dos teores de ouro, enxofre e arsênio;
  • Determinação do tempo de moagem para o P80 de 120µm;

Os testes metalúrgicos consistem em dois tipos: flotação e lixiviação. Esta configuração deve-se ao atual fluxograma de processo de produção em que, após etapa de britagem, moagem e classificação, o minério é concentrado em uma etapa de flotação e posteriormente na etapa de lixiviação no circuito CIL. Os testes de flotação são realizados conforme condição abaixo:

  • Porcentagem de sólidos: 35%;
  • Tempo de condicionamento dos reagentes: 2 min;
  • Sequência de reagentes adicionados no condicionamento: coletores (PAX e AP404) e espumante (DF250);
  • Tempo total de flotação rougher: 9 minutos;
  • Tempo total de flotação cleaner: 3 minutos;
  • Tempo de coleta da espuma: a cada 5 segundos;

Os testes de lixiviação seguem os seguintes parâmetros:

  • Massa de amostra: 200 g;
  • Porcentagem de Sólidos: 45%;
  • Peso Específico: 3,16 g/cm³;
  • Dosagem cianeto: 2,0 Kg/t
  • Carvão: 30 g/L
  • pH: 10,5 a 11 (Corrigido com Cal)
  • Tempo de teste: 24 horas

Após a realização dos testes, amostras são enviadas ao Laboratório Químico para determinação dos teores de ouro, enxofre e arsênio. Realizado o balanço metalúrgico e o cálculo das recuperações, as informações são então enviadas e utilizadas para modelamento pela Geologia. Abaixo é apresentado um exemplo de região da mina com informações dispostas no modelo geológico, como teor de ouro (g/t), recuperação na flotação (%) e BWI (kWh/t).

Figura 5. Blocos na frente de lavra com informações de recuperação na flotação

Durante a realização do planejamento de lavra, além de informações inerentes a operação de lavra, são considerados dados como teor de ouro, BWI e recuperação. São através dessas informações que se estima o valor de onças recuperadas por bloco e assim a produção estimada global das áreas programadas na semana, no mês, ou no ano.

3. RESULTADOS E DISCUSSÃO

Ao final de cada mês é possível realizar a reconciliação dos teores de ouro e recuperação. Essa prática é comumente realizada para validação dos teores de ouro do modelo geológico. Aplicação da determinação da aderência ou reconciliação da recuperação é uma importante avaliação pois através dela é possível uma validação dos procedimentos de testes. Os testes de lixiviação começaram a ser realizados em 2016 e, portanto, ainda há poucas áreas cobertas de informações. A utilização dos testes de lixiviação como comparação iniciaram a partir do mês de setembro

Figura 5. Aderência da geometalúrgica da flotação no ano de 2016

Figura 6. Aderência da geometalúrgica da lixiviação no ano de 2016

Avaliando separadamente os meses, é possível verificar diferenças entre a recuperação real e a reconciliada da Geometalurgia. No mês de maio uma área de recuperações baixas foi alimentada provocando uma queda brusca na recuperação da flotação na Planta 2. É importante ressaltar que a área possuía deficiência em informações metalúrgicas. Em inspeção realizada na frente de lavra detectou-se uma grande quantidade de argilominerais. Com amostras coletadas na frente de lavra, testes padrão geometalúrgicos de flotação foram realizados comprovando a baixa recuperação do minério e a necessidade de cobertura de toda mina com informações.

Além da falta de informações no modelo de recuperação, as variações de inventário de ouro no processo e as oscilações operacionais na Planta industrial podem impactar na aderência da informação de Geometalurgia. Assim, a validação anual se torna importante já que as diferenças mensais são absorvidas e apresentam maior representatividade.

Considerando os dados de fechamento do ano de 2016, é possível calcular a produção estimada através das recuperações pela Geometalurgia. A produção realizada no ano de 2016 na Planta 2 foi de 311.552 onças. Para cálculo da produção estimada, considerou-se a recuperação da Hidro como igual a realizada do mês de janeiro a agosto. A Produção Estimada pela Geometalurgia foi de 328.810 onças representando uma diferença com a produção realizada de aproximadamente 5% (Tabela 1).

Tabela 1. Produção de Ouro Realizado 2016 x Estimado Geometalurgia

  1. Conclusões

Aplicação do estudo de Geometalurgia possibilita uma previsibilidade de comportamento metalúrgicos de minérios em escala industrial. Regiões de baixa recuperação podem ser detectadas durante o planejamento de lavra e mitigado o impacto como, por exemplo, através ações como a blendagem com regiões com boa recuperação.

Observa-se uma boa aderência entre os testes realizados no Laboratório e os resultados da Planta de beneficiamento. É relevante avaliar que os testes são realizados em condições ideais, ou seja, condições controladas de dosagem de reagentes, massa recuperada, porcentagem de sólidos e malha. Contudo, a rotina de operacional da Planta industrial é diferente e apresenta interferências que podem impactar no resultado final de recuperação.

Assim, com a aplicação de Geometalurgia, pode-se atenuar possíveis problemas operacionais durante o beneficiamento do minério e antever produções coesas a realidade durante o planejamento de lavra. Atualmente, as informações geometalúrgicas mostram-se uma importante ferramenta no planejamento de lavra semanal, mensal, anual e LOM (Life of Mine).

5. REFERÊNCIAS

Chaves, Arthur Pinto Flotação: o estado da arte no Brasil. 1a. ed. São Paulo: Signus Editora; 2006.

Junior, G. G. de O. – Desenvolvimento de uma rota de processo de dessulfurização de rejeitos de um minério aurífero sulfetado. [Tese de Mestrado]. Escola de Engenharia da UFMG, Belo Horizonte; 2010.

Silva, W. T.; Sousa, A. A.; Junior, G. G. e Baeta, H. B. – Utilização de sulfeto de sódio para aumento da recuperação de enxofre na etapa de flotação na Mina Morro do Ouro. [Artigo]. XXVI Encontro Nacional de Tratamento de Minérios e Metalurgia Extrativa, Poços de Caldas; 2015

Moller, J. C.; Batelochi, M.; Akiti, Y.; Sharratt, M. e Borges, A. L. – The Geology and Characterisation of Mineral Resources of Morro do Ouro [Relatório Interno]. Paracatu, p. 57. 2011.

Oliver, N. H. S. et al – Local and Regional Mass Transfer During Thrusting, Veining and Boundinage in the Genesis of the Giant Shale-Hosted Paracatu Gold Deposit, Minas Gerais, Brazil [Artigo] – Society of Economic GeologistsInc., Economic Geology, v. 110, p. 1803 – 1834. 2015.

 

 

 

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Uso de 100% de Minério de Manganês SílicoCarbonatado da mina Morro da Mina para a produção de FeSiMn

INTRODUÇÃO

O objetivo deste projeto foi a viabilização da produção da liga FeSiMn da Vale Manganês nas unidades de MG usando o minério de manganês de Morro da Mina, localizada em Conselheiro Lafaiete, doravante chamado MnMM.

A Vale Manganês possui plantas de ligas de manganês em Barbacena MG e Ouro Preto MG, especializadas na produção de FeSiMn com capacidade de 120.000 t/ano. A liga é produzida em fornos elétricos e o consumo de energia é na ordem de 4.250 Kwh/t.

Normalmente, para a produção de FeSiMn, o minério MnMM representa 50% da carga, os outros 50% são compostos por minérios das minas da Vale em Carajás e Urucum.

Em função do ritmo passado de produção das unidades de MG, o consumo de minério MnMM era 140.000 t/ano que otimizava o custo da produção na mina.

PROBLEMA

Em 2015 houve redução de 50% da produção de ligas devido ao fim do contrato de energia elétrica e pela redução da demanda no mercado interno, o que levou ao desligamento da planta de Ouro Preto.

O consumo de MnMM reduziu-se a um nível que não otimizava mais o custo de produção. Por se tratar de um minério com 30% Mn, era inviável compensar a redução do consumo local com exportação. Para retomar custos otimizados, seria necessário dobrar o consumo em Barbacena, um desvio muito importante em relação à prática normal.

O manganês no minério MnMM está na forma de carbonato, MnCO3, sendo que, na maioria dos minérios, o Mn está na forma de óxido, MnO2.

Enquanto a redução de MnO2 à forma MnO (1) é exotérmica, a decomposição do MnCO3 em MnO e CO (2) é endotérmica conforme abaixo.

1                                                            ∆H°298 = -148,10 kJ

2                                                              ∆H°298 = +289,00 kJ

O aumento do uso de carbonato aumenta o consumo de energia e reduz a produtividade.

SOLUÇÃO PROPOSTA

O incremento do MnMM em cerca de 50%, com os parâmetros atuais, significaria um aumento adicional do volume de escória gerada na produção da liga que acarretaria no aumento do consumo de energia e distúrbios no processo.

Foram realizadas alterações dos parâmetros de basicidade de 0,5 para 0,85, e o % Mn da escória de 10% para 7% de modo a manter o volume de escória.

A basicidade da escória é dada pela fórmula .

Um fator importante a ser considerado é que resistividade elétrica que determina a tendência que uma determinada carga mineral para aumentar ou diminuir a distância entre a ponta do eletrodo e a soleira do forno, fixados o comprimento de eletrodo e a relação entre a tensão e corrente elétrica de trabalho. Quanto menor a distância entre a ponta do eletrodo e a soleira do forno, melhor o rendimento térmico.

Em fornos elétricos, resistividade elétrica da carga e cinética das reações são mais importantes que a termodinâmica das reações na determinação dos rendimentos térmicos de consumo de carbono do forno.

AVALIAÇÃO DA SOLUÇÃO

Abaixo apresenta uma comparação entre os parâmetros de processo de uma carga convencional, com uma carga no qual elevou-se o consumo do minério MnMM.

  CONVENCIONAL PROPOSTO
Minério MnMM % 57 100
Minério Carajás e Urucum % 43 0
Energia elétrica MWh/t Aumento de 9%
Produtividade t/h Redução de 6%

 

Pelo lado negativo, houve aumento de 9% no consumo de energia e perda de 6% na produtividade dos fornos de ferroligas.

Pelo lado positivo, o aumento do uso do minério MnMM trouxe:

  • Aumento de 80% na produção da mina, o que reduziu os custos unitários em cerca de 29%.
  • Nos fornos, diminuição da concentração volumétrica da carga de redutores, melhorando a resistividade da carga.
  • Aporte de MgO e CaO necessário ao processo o que compensa em parte as reações de decomposição do MnCO3 pois dispensa o uso de calcário.

O indicador de impacto econômico da alteração de cargas é a Margem de Contribuição Específica – MCE. Ele permite a comparação de lucro marginal entre duas cargas com níveis diferentes de eficiência energética e de produtividade. A MCE é definida como:

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Sendo:

PV = Preço de Venda da liga                

CV = Custo Variável da liga                

CEE = Consumo Específico de Energia           

No caso em questão, a MCE com uso de 100% de MnMM implicou num aumento da MCE em 8% em relação à carga mineral convencional.

Morro da Mina                                                        Minério MnMM

Planta Barbacena                                                Forno com 100% de MnMM

CONCLUSÕES

Apesar do esperado aumento do consumo de energia e perda de produtividade dos fornos com a carga mineral usando 100% de minério MnMM, houve aumento de 80% da produção da mina o que otimizou o custo do minério em cerca de 29%. Em consequência, os efeitos negativos foram mais que compensados e a Margem de Contribuição Específica da ferroliga foi beneficiada em 8%.

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Recuperação de nióbio proveniente nos rejeitos depositados em reservatórios

 

1.0 RESUMO

Niobras é uma empresa do grupo China Molybdenum Internacional (CMOC), adquirida do grupo Anglo American em setembro de 2016, que extrai e beneficia minério de nióbio, desde 1976 e transforma o concentrado de pirocloro em liga de ferro – nióbio em seu site situado em Ouvidor/GO, sendo este o produto final comercializado.

O minério é extraído na Mina Boa Vista, situada no município de Catalão – GO, desde o ano de 2000, com o objetivo de alimentar a Planta de Concentração Boa Vista (Planta BV) com minério oxidado, para manter o nível de produção de nióbio, uma vez que a antiga mina (Mina I) estava em processo de exaustão.

Com a exaustão do minério oxidado, foi desenvolvida uma planta de concentração chamada BVFR (Boa Vista Fresh Rock) para produção de nióbio através da extração e beneficiamento de minério contido em rocha fresca.

O Projeto BVFR foi aprovado no início de 2012, concluído em outubro de 2014 e foram investidos mais de US$ 350 milhões para sua implantação.

A planta BVFR, possui uma capacidade para processar 1.400.000 toneladas de minério por ano.

Durante a fase de Ramp Up da planta BVFR, devido a ajustes de equipamentos, processos e produção, houve geração de rejeitos com alto teor de nióbio que foram direcionados para um reservatório de rejeitos, impermeabilizado com PEAD, chamado “Reservatório 1 A”.

Após a drenagem da água deste reservatório, foi possível realizar uma sondagem, calcular a massa e o teor de nióbio, caracterizar o “minério” em laboratório e alimentar a planta em
escala industrial.

O rejeito será alimentado na Planta BV em uma blendagem pré-determinada com rocha fresca, durante um período de quatro anos. Neste período haverá um aumento de produção de nióbio, em relação ao caso base, de 2.600 t e mais de R$ 250 Milhões de aumento de receita para o negócio.

2.0 DESCRIÇÃO DA AREA DO PROJETO
2.1 LOCALIZAÇÃO E VIA DE ACESSO
A instalação da Niobras Mineração Ltda localiza-se na porção sudeste do Estado de Goiás, próximo à divisa com o Estado de Minas Gerais, na bacia hidrográfica do Rio Paranaíba no
Município de Ouvidor nas coordenadas geográficas 18°08’48”S e 48°03’38”W, localizada na rodovia GO-503 km a 11km do trevo da BR 050 no município de Catalão, distante 308 km ao sul de Brasília e 230 km a sudeste de Goiânia. Ouvidor, distante apenas 25km de Catalão, possui uma área de 413,78 km2, equivalente a 0,12% da área do Estado, fazendo divisa com os municípios de Catalão, Davinópolis e também com o estado de Minas Gerais, separado pelo rio Paranaíba. Segundo dados do IBGE, a população censitária contabilizada no município no ano de 2010 foi de 5.467 habitantes, constituindo um crescimento de 26% em relação ao censo anterior do ano 2000.

Sua economia é fortemente dependente das atividades industriais, onde se destacam plantas minero – químicas, usinas hidrelétricas e indústrias alimentícias.

Os reservatórios de rejeitos da Unidade I localizam-se na Fazenda Chapadão, km 11,5 da rodovia GO 503 em Ouvido/GO dentro da unidade operacional de Nióbio. No mesmo complexo onde se encontra as usinas de processamento de minério e escritórios administrativos. Eles estão localizados a 23km da sede do município de Catalão, a 9km da sede do município de Ouvidor.

2.2 MEMORIAL DESCRITIVO

A Unidade I pode ser classificada como uma grande bacia, possuindo um formato poligonal.

Sua finalidade é a acumulação de rejeitos oriundos dos processos de concentração de minério de pirocloro, bem como armazenamento e recirculação de água para as usinas. A estrutura é compartimentada em duas bacias designadas 1A e 1B (figura 1), onde toda a superfície interna é impermeabilizada com manta de PEAD de espessura de 1.5mm texturizada.

O início da operação do reservatório 1A ocorreu em novembro de 2014, período coincidente com a iniciação da operação da Usina BVFR, que em sua fase de ramp-up teve recuperações metalúrgicas bem abaixo daquela especificada pelo projeto, implicando em teores relativamente altos de Nb2O5 no rejeito enviado ao reservatório 1A.

O compartimento 1A operou até dezembro de 2015, onde foram acumulados aproximadamente 591.000m³ de rejeitos. Hoje essa unidade não recebe polpa de rejeitos e apenas o compartimento 1B é utilizado para armazenamento e recirculação de água e disposição de rejeitos está ocorrendo no reservatório 2A, cuja vida útil está estimada até agosto/2017.

Figura 1: Reservatórios de Rejeitos

O lançamento de rejeito na Unidade I ocorreu entre final de 2014 e abril de 2016, através da disposição hidráulica a partir da crista dos compartimentos, movendo-se os pontos de lançamento quando necessário. O compartimento 1ª (figura 2) encontra-se drenado desde janeiro 2016.

Figura 2: Vista Geral do compartimento 1 A drenado

3.0 MATERIAL
3.1 CARACTERÍSTICAS DO REJEITO
O processo de beneficiamento de minério de nióbio gera cinco tipos de rejeitos que se diferem do ponto de vista granulo-químico. Análises de granulometria e sedimentação permitiram verificar que a fração granulométrica predominante é de areia fina, e as densidades específicas dos sólidos variam de 2,9 a 4,6.

3.2 DESCRITIVO DA METODOLOGIA
Para a avalição da massa do material e teor no reservatório de rejeitos, foi realizada uma programação e execução de sondagem exploratória. A metodologia escolhida para a avaliação foi sondagem a trato helicoidal de 5”, até a profundidade máxima de 3 metros.

Não foi possível avançar além dos 3 metros de profundidade devido à baixa recuperação na amostragem, causada pela alta umidade do material. 6 de 18

A malha de sondagem teve como objetivo o detalhamento de 1/3 da área total do reservatório, porção centro sul. A malha realizada foi 40x40m (losangular), com adensamento de 20x20m na extremidade Sul do reservatório, na divisa com o reservatório de rejeitos denominado 2A. Essa área foi detalhada, pois nessa região foram realizadas as primeiras descargas de rejeito durante o ramp-up da usina de beneficiamento de minério de rocha fresca, também conhecida como BVFR.

Figura 3: Programação de sondagem

A amostragem foi feita a cada intervalo de 1 metro de comprimento, e parte do material amostrado foi enviado para análise química. Outra parte do material coletado foi armazenada para testes em escala de laboratório. A figura 4, mostra a execução da sondagem a trado e na figura 5 a amostragem em sacos plásticos de coleta. No total foram realizados 85 furos totalizando 200 metros de sondagem com 198 amostras analisadas.

Figura 4: Execução da sondagem a trado

Figura 5: Coleta do material coletado

Todas as análises químicas foram feitas no laboratório próprio da Niobras, por fluorescência de raios-X, através de pastilhas fundidas.

Rotineiramente, os seguintes elementos são analisados no laboratório químico: Nb2O5, P2O5, Fe2O3, CaO, MgO, BaO, SiO2, Al2O3, MnO2, PbO, S, SrO, TaO5, ThO2, TiO2 e U3O8.

A determinação da densidade foi realizada in situ. Foram realizadas 30 amostragens junto à sondagem a trado.

4.0 CUBAGEM E ESTIMATIVA

Para a estimativa dos teores foram utilizadas ferramentas estatísticas e geoestatísticas com o objetivo de se conhecer o comportamento da variável de interesse, Nb2O5 e densidade.

Abaixo a figura 6, mostra os histogramas das populações de Nb2O5 e densidade. Para variável Nb2O5 notar o comportamento normal do histograma com uma leve cauda para a esquerda, mostrando valores anômalos. O comportamento lognormal da distribuição 8 de 18 que é observado no deposito in situ, foi normalizado, em termos estatísticos, pelo processo
que o material passou pela usina de beneficiamento BVFR.

Figura 6: Histograma das variáveis Nb2O5 e Densidade.

As estimativas foram realizadas em modelo de blocos de 10x10x1 metros, como geração de sub-blocos de duas vezes em X e Y e uma vez em Z. O modelo de blocos foi gerado entre a superfície do as build do reservatório de rejeito e a topografia levantada por scanner a laser. A figura 7 mostra o modelo de blocos já com a interpolação dos teores de Nb2O5.

Figura 7: Modelo de blocos com valores estimado de Nb2O5

4.1 CUBAGEM DAS RESERVAS MINERAIS
Os aspectos que afetam a confiança geológica incluem malha de sondagem dos dados e qualidade das amostras. No tocante a qualidade das amostras, todas foram aprovadas nos
parâmetros de qualidade que foram testadas.

Nas áreas onde foram realizadas a sondagem a trado, malhas 20 x 20m e 40 x 40m, os dados de teor e densidade foram interpolados, garantindo uma maior confiabilidade às estimativas. As demais áreas onde não foi realizado detalhamento da pesquisa por meio de sondagem, os teores e densidade foram extrapolados.

A tabela abaixo mostra a cubagem realizada dentro do reservatório de acordo com metodologia descrita acima.

5.0 PLANO DE EXTRAÇÃO
5.1 PROGRAMAS COMPUTACIONAIS

Foram usados três programas para o planejamento da extração e a compilação dos dados:

 Riscan Pro: Para tratamento do levantamento topográfico realizado através de varredura com scanner a laser;

 Datamine Studio®: programa utilizado no desenho detalhado do plano de extração, incluindo rampas de acesso e ângulos de taludes, e sistema de drenagem. Os cálculos das quantidades de rejeitos foram exportados para o Excel para posterior tabulação do inventário das reservas;

 Microsoft Excel®: o inventário de minério por banco foi tabulado por meio deste software.

5.2 PARÂMETROS DE EXTRAÇÃO

Diferentemente de lavra em cava, os parâmetros aqui visam proteger a manta e facilitar o sistema de drenagem para reduzir a umidade do rejeito e facilitar a sua extração.

Para isso, foram considerados 2 metros de distância da borda do reservatório para início da extração afim de proteger a manta ali existente.

A extração não deverá exceder espessura máxima de 3 metros, e a inclinação final será a mesma das paredes do Reservatório, 2H:1V(~28º).

Para as estradas foram considerados 10 metros nos acessos e na estrada a largura que já existe nos diques (6m) pois não é possível alargar, assim será utilizado um sistema de “pare
e siga”.

5.3 MÉTODO DE EXTRAÇÃO

O planejamento de extração aqui apresentado contempla a extração do material contido no compartimento 1A do reservatório de rejeito.

Por se tratar de um material em grande maioria arenoso, que possui os três primeiros metros drenados, o método de extração utilizado será semelhante à lavra tipo box cut, porém sem necessidade de decapeamento como existe nas minas que usam esse método.

Desse modo pode-se direcionar a água para um sump de captação por meio de canaletas, garantindo a fase em operação esteja sempre drenada. A água contida no sump é bombeada para os reservatórios em operação.

A lavra é realizada por meio de retroescavadeira sobre esteiras e caminhões rodoviários adaptados para operação em mina, com capacidade de 35 t.

O carregamento e transporte é realizado de segunda à sexta, somente em horário administrativo.

6.0 ANÁLISES DE ESTABILIDADE

Cabe ressaltar nesse item que os diques dos compartimentos foram projetados e construídos para serem autoportantes, ou seja, independem de qualquer tipo de arrimo para manter sua estrutura. Portanto, pode se dizer que a condição pós escavação da praia de rejeitos, não implicaria diretamente na estabilidade da estrutura. Do ponto de vista geotécnico a hipótese que foi avaliada para definição do fator de segurança para situação pós escavação, foi uma ruptura para montante do dique divisor entre os compartimentos 1A e 2A (figura 8), em função de um desequilíbrio de massas entre as faces desse dique.

Para essa simulação foram realizadas análises de percolação e estabilidade por equilíbrio limite. Os parâmetros de resistência dos materiais foram definidos a partir do acervo dos ensaios existentes e também a partir dos parâmetros definidos em projeto.

Figura 9: Seção de análise. Dique divisor entre o compartimento 1A e 2A.

As condições de contorno para análises de percolação foram balizadas pelas condições de campo e também pelos desenhos de “as built” de ambos compartimentos. Dessa forma foi
considerado o compartimento 2A completamente preenchido com rejeito saturado e o compartimento 1A vazio. Ainda foram considerados dois cenários para essa simulação, um representando a condição normal de operação no qual o maciço estaria completamente drenado e um segundo cenário, onde haveria possibilidade de percolação através da manta. A simulação de percolação foi realizada pelo método de elementos finitos, com auxílio do software Slide.

Os resultados das análises de percolação indicaram as perdas de cargas hidráulicas ao longo da seção, com indicação o nível de água mais provável. Na sequência foi realizada
análise de estabilidade pelo método de equilíbrio limite de Morgenstern Price, para definição do mínimo fator de segurança para uma ruptura global para o interior do compartimento 1A.

Figura 10: Análise de estabilidade considerando falha na impermeabilização

Os fatores de segurança obtidos para as condições normais e conservadoras foram 1,91 e 1,68, respectivamente, ambos acima do mínimo aceitável (Figuras 9 e 10).

Destaca-se que durante a fase operacional do compartimento 1A, o mesmo dique já se encontrou em situação semelhante à condição pós lavra, porém nessa ocasião o reservatório 2A estava em sua segunda etapa construtiva (crista na elevação 900) e, portanto, a face externa ao compartimento 1A não estava amparada por rejeitos, uma condição menos conservadora do que a atual.

A partir das análises pode-se dizer que do ponto de vista estrutural a lavra do rejeito no compartimento 1A, não compromete a estabilidade da estrutura, porém operacionalmente deverão ser seguidos todos os preceitos do sequenciamento descrito no item 6 deste documento.

7.0 BENEFICIAMENTO DO REJEITO

O rejeito é alimentado na planta BV, em uma mistura na proporção de 30% de rejeito e 70% de rocha fresca. As etapas do processo são:
 Moagem primária em circuito aberto por meio de um moinho de barras;
 Moagem secundária em circuito fechado com hidrociclones, por meio de dois moinhos de bolas;
 Deslamagem por meio de hidrociclones;
 Flotação convencional reversa de silicatos com etapas rougher e cleaner;
 Flotação convencional reversa de carbonatos com etapas rougher e cleaner;
 Separação magnética com rolos de baixa intensidade;
 Flotação convencional direta de minerais de nióbio com etapas rougher e cleaner

8.0 RESULTADOS DE PROCESSO
A alimentação da planta atingiu uma taxa 100 t/h, acima das expectativas que variava entre 80 e 90 t/h.

A recuperação metalúrgica global de nióbio, também superou as expectativas. Era esperada uma recuperação metalúrgica global em torno de 48%, mas alcançou-se uma recuperação de nióbio de 52%.

Outro resultado positivo, foi a qualidade do concentrado. A especificação padrão para o concentrado é de Nb2O5 > 50%, SiO2 < 3,0% e TiO2 < 10%. Os resultados obtidos da qualidade do concentrado se encontram na tabela abaixo.

9.0 ANÁLISE ECONÔMICA

Para realizar a tal análise técnico-econômica do reprocessamento do rejeito do reservatório 1A na usina BV, foram usados os seguintes parâmetros e informações:
 Plano de alimentação da planta BV com minério oxidado e rocha fresca da mina Boa
Vista conforme plano de 5 anos da empresa como cenário base;
 Alimentação de rejeito junto à rocha fresca na BV em função da capacidade ociosa desta devido às limitações na alimentação da rocha fresca no processo de moagem como novo cenário;
 Preço de venda de Nb USD 29,72 por quilo de Nb;
 Taxa de cambio: R$3,40: US$1;
 Custo unitário de movimentação do rejeito incluindo carregamento, transporte, apoio e drenagem, que será pago à empresa contratada que realizará o trabalho: USD1,50 por tonelada movimentada;
 Custo de processo de R$ 73,70 por tonelada alimentada para consumo de minério da mina Boa Vista. Este custo é o acumulado de janeiro a outubro de 2016 considerando a britagem e planta de concentração;
 Custo de processo de R$ 57,50 por tonelada alimenta para uso do rejeito na alimentação da planta. A redução do custo ocorre devido à não necessidade da britagem e readequação da planta conforme detalhado no Capítulo 8 desse relatório;
 Todo o produto (Liga FeNb) extra gerado será vendido;
 Não haverá necessidade de CAPEX significativo para realização do projeto. Tendo compilado os dados acima, foi gerado um novo plano de produção em função do aumento da massa alimentada, conforme citado acima e gerado o modelo financeiro, chegou-se aos resultados apresentados na tabela abaixo.

10.0 GANHOS SECUNDÁRIOS

Um projeto não deve ser analisado apenas do ponto de vista econômico visto que seus ganhos secundários tem a mesma relevância financeira e de impactos socioambientais.

Alguns destes que pode ser citado e merece atenção e aprofundamento de estudos são:
 Aumento a vida útil da reserva da mina Boa Vista e Mina II;
 Aproveitamento da capacidade ociosa da planta BV quanto alimentada com rocha fresca;
 Redução do consumo de combustível, energia e emissão de CO2; o Material será transportado numa distância de 2km e não 25km como o minério que vem da mina Boa Vista. o Material já está moído e não precisa ser remoído.
 Abertura de possibilidade de aproveitamento de outros reservatórios de rejeito (1B);
 Melhoria do conhecimento e processamento de material de baixo teor.
 O reaproveitamento de parte dos rejeitos de nióbio otimizando o uso de um recurso natural não renovável, medida essa já praticada pela Niobras através da planta “Tailings”;
 Por fim, mas não menos importante, há ganhos sociais, uma vez que esses recursos serão reprocessados e, assim, estarão sujeitos a tributos federais, estaduais e municipais, que poderão ser repassados futuramente à sociedade.

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Aumento de produtividade nas minas Jundu

A Mineração Jundu tem em sua operação 75 equipamentos móveis de mina entre caminhões, escavadeiras, pás carregadeiras, tratores de esteira, motoniveladoras, perfuratrizes, compressores, draga e caminhões de apoio.

Desde 2013 foi implantado um plano de substituição de equipamentos que prevê janelas de substituição programada.

Os equipamentos móveis estavam com vida útil avançada e apresentavam condições para operar. O plano foi fundamental para o aumento de produtividade e redução de custo pois os equipamentos pois estavam defasados tecnologicamente.

O plano considera indicadores como horas trabalhadas, custo de manutenção, inadequação ao serviço e obsolescência tecnológica. Esses indicadores sinalizam a entrada na janela de substituição. Quando equipamento entra na janela estes indicadores são avaliados e se ainda apresentarem boa performance operam mais um tempo. Mas no período onde termina a janela, o equipamento é trocado de qualquer forma.

Na substituição de equipamentos são feitas análises técnicas e financeiras onde são avaliados valor do investimento X custos de operação. Estas análises deram início a um aumento de capacidade da frota de carregamento e transporte de minério na Mineração Jundu.

A substituição dos equipamentos na janela de troca por aqueles de maior capacidade teve início em:

  • 2013 na Unidade de São Joao Del Rei MG,
  • 2015 na unidade de Bom Sucesso do Itararé,
  • 2016 e 2017 na unidade de Analândia
  • 2017 e 2018 na Unidade de Descalvado.

No trabalho na unidade de Analândia obtivemos uma redução de custo e aumento de produtividade mais expressivo da Jundu.

Aumento de produtividade na unidade de Analândia

A Unidade de Analândia tem 84 empregados e em 2016 foi produzido 1.220 Kton de areia de Vidro, Fundição, Frac, Filtro e Sílica Moída.

O minério para produção de areias industriais é proveniente de uma mina própria com lavra a céu aberto e por bancadas.

A lavra é feita por desmonte mecânico com escavadeiras. O transporte de minério de uma distância aproximada de 1,5km até a moega de alimentação da usina ou pátio de estoque é realizado por caminhões rodoviários.

Aumento de capacidade da frota na unidade de Analândia

A Mineração Jundu trabalha com o programa WCM – World Class Manucfacturing – que é um programa de gestão de classe mundial e tem pilares de Eficiência Industrial, Confiabilidade, Desenvolvimento de Pessoas, Segurança e Meio Ambiente. No programa são feitos projetos de Green Belt e Yellow Belt que duram aproximadamente 3 meses onde são utilizados roteiros de eficiência em grupo, re-layout e redução de quebras. Nestes projetos a equipe busca a melhor performance da operação, reduzir custos e aumentar segurança. O WCM é um programa que ajuda a quebrar paradigmas e obter metas desafiadoras.

Na unidade Analândia houve uma grande mudança na operação de mina. Além da mudança de porte dos equipamentos houve uma mudança de cultura. A Mina operava em função da alimentação da usina que tem 450t/h, ou seja, se limitava a esta capacidade, mesmo tendo equipamentos para 800t/h de produtividade.

Quando foi aumentado a capacidade da frota a equipe não estava acostumada a usar toda a capacidade dos equipamentos, pois a movimentação da mina estava limitada a capacidade de alimentação da usina. Através de projeto de Green Belt foi criado um estoque intermediário entre mina e usina que permitiu aumentar a produtividade. Foi criado o estoque e buscado a capacidade de produção dos equipamentos de transporte (caminhões) e escavação (escavadeira).

Para treinar a equipe tivemos 3 grandes desafios:

  • A operação dos caminhões Dolly de 80t na mina tem uma certa complexidade para dar marcha ré e precisa de boa pista para se locomover. Os motoristas levaram tempo para adquirirem habilidade na operação.
  • Na operação de uma escavadeira tivemos um grande apoio da Liebherr com treinamentos na fábrica e “on the job” para o melhor posicionamento da máquina e obter a melhor performance.
  • A supervisão em sempre focada em manter uma boa condição de pista e drenagem de mina.

Um time estar envolvido é fundamental para o sucesso desta operação.

Mudanças:

  • A produtividade da mina ficou desvinculada da usina com a criação de um estoque intermediário.
  • A operação de escavação de minério passou de uma escavadeira Komatsu PC350 de 35t para uma Liebherr R964 de 60t, aumentando de produtividade de 800t/h para 1100t/h.
  • A frota de transporte de minério passou de 04 caminhões de 26t em 03 turnos e para 03 caminhões de 40t equipados com Dolly semirreboque de 40t operando o conjunto de 80t e 02 caminhões de 26t em um turno no horário administrativo.

Esta troca por equipamentos de maior porte foi gradativa. Quando os equipamentos entravam na janela de substituição por fim de vida útil, já se adquiria um equipamento novo de maior porte. Este processo de aumento de capacidade deu início em 2015.

Em 2017 obtivemos o ganho mais expressivo de produtividade pois o conjunto de equipamentos de alta performance estava completo: 01 escavadeira R964 (1.100t/h) e 03 caminhões Dollys (350t/h cada).

A Mineração Jundu sempre busca o equipamento de maior capacidade sendo ele nacional pois tem apresentado uma boa relação custo benefício.

Resultados:

Com o aumento da capacidade da frota e os trabalhos de WCM os resultados foram os seguintes:

  1. Redução de turnos de trabalho: A operação em Analândia passou de segunda a sábado em 3 turnos para segunda a sexta no turno administrativo.
  2. Redução do quadro de pessoal da mina.
  3. Aumento da Produtividade da MINA.

Conclusão:

Para se obter excelência operacional com expressivos aumentos de produtividade temos dois pontos importantes:

  1. Investimento certo de acordo com o porte da sua operação.
  2. Um sistema de gestão forte como o WCM que nos permite obter os melhores resultados e redução de perdas.
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Padronização de carga dos caminhões basculantes eleva a produtividade da etapa de transporte de minério reduzindo custos na Unidade de Juruti.

 

RESUMO 

A Mina de Bauxita de Juruti, localizada na cidade de Juruti no oeste do Pará, é uma mina jovem, a qual está em operação pela mineradora Alcoa S.A. desde setembro de 2009, com uma produção atual de 6 milhões de toneladas de minério por ano. A lavra do minério é realizada a partir do método de lavra em tiras, iniciando-se pela retirada da vegetação (supressão vegetal), partindo para o decapeamento (retirada do material sobrejacente) da camada de estéril para a exposição do minério, e, por fim, a lavra do minério, para então dar início a recuperação das áreas que foram mineradas. Dentre as operações que envolvem o dia a dia de produção em uma mineração, as etapas de carregamento e transporte são vistas como duas das mais importantes no processo produtivo de lavra. Variáveis como volume de produção e condições operacionais impactam diretamente na seleção de equipamentos e dimensionamento de frotas, buscando sempre os menores custos de operação e maior produtividade. Diariamente as mineradoras são desafiadas a buscar o aumento da produtividade e a redução de custos operacionais, desafios que exigem um bom planejamento e um bom gerenciamento em todas as etapas produtivas, principalmente na lavra, onde, geralmente, estão inseridos os maiores custos operacionais de um empreendimento. O presente trabalho teve como objetivo expor os ganhos operacionais relacionados ao incremento de produtividade e redução de custos na atividade de transporte de minério a partir de melhorias implantadas na padronização da carga média de transporte de material proveniente da lavra de bauxita. Tal padronização apresentou bons resultados proporcionando um aumento de 2,47% no volume da carga média transportada e também otimizou o consumo de combustível em 2,53%, reduzindo a quantidade de viagens dos caminhões. Outro ganho foi a redução perceptível na variabilidade e desvio padrão e variância dos dados levantados e analisados.

Palavras-chave: Lavra de mina por tiras, bauxita, transporte de minério, produtividade, caminhões basculantes.

INTRODUÇÃO

O método de lavra utilizado na unidade de Juruti é o método por tiras (strip mining), este método é um dos mais aplicados para depósitos do tipo tabular que se baseia na explotação ou lavra de faixas com grande comprimento e pequena largura. A maioria das jazidas de bauxita apresentam as características necessárias para a aplicação deste método.

A etapas que integram a lavra de bauxita na Mina de Juruti são: supressão vegetal, decapeamento das camadas de estéril (argila, bauxita nodular e laterita), desmonte mecânico da bauxita, carregamento, transporte e recuperação das áreas degradadas. Dentre as operações que envolvem o dia a dia de produção em uma mineração, as etapas de carregamento e transporte (Figura 1) são vistas como duas das mais importantes do processo produtivo de lavra. Variáveis como volume de produção e condições operacionais impactam diretamente na seleção de equipamentos e dimensionamento de frotas, buscando sempre os menores custos de operação e maior produtividade. Diariamente as mineradoras são desafiadas a buscar o aumento da produtividade e a redução de custos operacionais, desafios que exigem um bom planejamento e um bom gerenciamento em todas as etapas produtivas, principalmente na lavra, onde, geralmente, estão inseridos os maiores custos operacionais de um empreendimento. Buscando contribuir para que a Mina de Bauxita de Juruti continue crescendo e expandindo seus horizontes de produção, o time da Operação de Mina identificou oportunidades de melhoria na etapa de transporte do minério, especificamente na padronização da carga média de transporte de material proveniente da lavra.

Figura 1. Etapa de carregamento e transporte na Mina de Juruti.

Neste contexto, a estabilização da carga média de transporte de minério surgiu como uma alternativa de incremento de produtividade e, consequentemente, redução de custos dentro do processo produtivo das operações unitárias de lavra. Este trabalho tomou como base os dados históricos das cargas de transporte de minério e padrões de instrução operacional. Houve acompanhamento diário dos dados de carga de transporte para uma verificação e confirmação da eficiência das práticas implantadas, onde se constatou um ganho com as ações que foram tomadas.

 OBJETIVO

O presente trabalho teve como objetivo expor os ganhos operacionais relacionados ao incremento de produtividade e redução de custos na atividade de transporte de minério a partir de melhorias implantadas na padronização da carga média de transporte de material proveniente da lavra de bauxita.

 DESAFIOS

Incrementar a produtividade através da padronização da carga.

ETAPAS PARA O SUCESSO DO PROJETO

O sucesso desta iniciativa é marcado pelo engajamento das equipes que integram a operação de mina, operadores, técnicos, encarregados e das equipes de engenharia e supervisão que juntas atingiram a excelência deste projeto. As duas principais etapas que envolveram o trabalho foram:

  • Identificação da condição atual;
  • Padronização da carga de transporte;
  • Instrução as equipes de produção.

Importante reforçar que para o desenvolvimento deste projeto vários departamentos da Mina de Bauxita de Juruti foram envolvidos: planejamento de mina, empresa terceirizada responsável pelo carregamento e transporte do minério e operação de mina.

DESENVOLVIMENTO

A atividade de lavra, na maioria, das minerações, tende a ocorrer 24h horas por dia, em diferentes turnos de trabalho, e com diferentes números de produção, variando desde milhares a milhões de toneladas produzidas por ano. Isso acarreta dizer que diariamente inúmeras viagens transportando minério são realizadas a partir da mina até a planta de beneficiamento, geralmente iniciando-se na britagem primária. Essas viagens transportando minério podem ser realizadas a partir das diferentes formas: por correias, locomotivas, caminhões fora de estrada e caminhões rodoviários, por exemplo. Em virtude disso, a etapa de transporte de minério exige um controle diário para que se tenha a garantia de uma atividade dentro dos padrões necessários e esperados, tanto no aspecto de segurança quanto no aspecto produtivo. Sabe-se que todo e qualquer empreendimento, assim como a mineração, exige que diariamente sejam trabalhadas iniciativas de ganho de produtividade e, consequentemente, redução de custos para que se tenha a garantia de uma atividade vindoura e lucrativa, de forma sustentável. Em análise dos dados de pesagem observou-se uma diferença elevada entre os valores de carga de transporte de minério, o que motivou a elaboração do trabalho de padronização da carga a fim de se obter maiores índices de produtividade e redução de custo.

Identificação da condição atual

Para elaboração da condição antes da aplicação da rotina de padronização de carga levantou-se todos os dados de pesagens de caminhões no período de um ano e em seguida, fez-se o tratamento e análise estatística dessas informações.

Padronização da carga de transporte

Por definição, a carga média de transporte de minério na Mina de Bauxita de Juruti deve ser de 37 toneladas, carga esta que garante uma estabilidade do transporte, com um bom índice de produtividade sem comprometer a parte mecânica do caminhão utilizado para este fim. O carregamento dos caminhões é feito a partir de escavadeiras hidráulicas que buscam a melhor distribuição da carga nos implementos de transporte (básculas), buscando sempre uma carga homogênea. As escavadeiras não possuem nenhum dispositivo que garanta que a carga no caminhão esteja dentro das 37 toneladas definidas como o padrão, da mesma forma os caminhões também não possuem qualquer dispositivo que confirme tal informação. Sendo assim entra em ação a utilização de uma balança rodoviária para confirmação da carga que está sendo transportada até a britagem primária. A pesagem dos caminhões, feita a partir da balança rodoviária, e realizada partindo do princípio de amostragem de forma que se pesa diariamente somente uma porção do total de viagens realizadas em cada um dos turnos de trabalho. O balanceiro (pessoa responsável por realizar as pesagens dos caminhões na balança rodoviária) seleciona de forma aleatória qual caminhão deverá passar pela balança para checagem da carga do mesmo. Em análise aos dados de carga realizados no ano de 2014, percebeu-se que havia uma larga diferença entre os dados de transporte de material onde os valores pesados estavam sempre acima ou abaixo do valor estabelecido como padrão. A partir desta análise iniciou-se o trabalho de padronização da carga de transporte de minério.

Instrução as equipes de produção

Após o levantamento dos dados elaborou-se uma rotina de instrução das equipes envolvidas na atividade de transporte de minério a fim de se padronizar a mesma. Nesta etapa de trabalho foram envolvidas as equipes de lavra (carregamento e transporte de minério) sistema de despacho de caminhões e balança rodoviária. A etapa de instrução foi subdividida, basicamente, em duas etapas. Uma com as equipes de carregamento expondo as perdas e ganhos relacionados a cargas de minério, e uma segunda etapa envolvendo os operadores de controle de pesagem e sistema de despacho.

As equipes de trabalho foram instruídas e estimuladas por suas lideranças a seguirem uma rotina durante o carregamento e transporte de minério, com o objetivo de estreitar a comunicação de forma a garantir a estabilidade da carga de minério transportada. A rotina (Figura 2) aqui mencionada consiste em:

1 – O caminhão com minério proveniente de determinada frente de lavra deve passar pela balança rodoviária (por amostragem) para pesagem do material transportado pelo mesmo;

2 – O operador da balança rodoviária deve processar o valor da massa pesada e repassar este valor para o operador do sistema de despacho;

3 – O operador do sistema de despacho analisa se o valor de carga transportado pelo caminhão e verifica se o mesmo está ou não em concordância ao esperado e, imediatamente, repassa o feedback ao operador responsável pelo de carregamento de minério dizendo se o mesmo está carregando menos ou mais minério do que o esperado.

4 – O operador do carregamento deve atuar de forma a aumentar, reduzir ou manter a forma que está sendo executado o carregamento de minério.

Figura 2. Rotina operacional de pesagem de caminhões.

RESULTADOS E DISCUSSÕES

 Identificação da condição atual

Foram levantados um total de 5.525 pesagens, sendo divididas mensalmente como mostra a Tabela 1 abaixo:

Tabela 1. Número de pesagens por mês.

Análises da carga média de transporte antes da padronização

Com o tratamento dos dados foi possível verificar a média, o desvio padrão e a variabilidade dos dados referentes ao transporte de minério. Observou-se que no ano analisado, a média da carga de transporte de material foi de 35,78 toneladas por viagem transportada (Figura 3), um valor 3,28% inferior ao estabelecido como meta (37 toneladas).

Figura 3. Média mensal das cargas de transporte.

A análise dos dados permitiu calcular o desvio padrão de cada um dos meses (Figura 4), a dispersão absoluta no ano foi de 2,17. O mês com maior desvio foi o mês de maio com 2,56, provavelmente impactado pelo alto índice de pluviometria registrado neste mês (268,16 mm).

Figura 4. Desvio padrão mensal das cargas de transporte.

A variância dos dados foi de 4,72, chegando a 6,57 no mês de maio (Figura 5).

Figura 5. Variância das cargas de transporte.

Analisando o histograma dos dados de pesagens, pode-se perceber que os dados, de certa forma, que estes seguem uma curva normal de distribuição, conforme pode ser percebido na Tabela 2 e na Figura 6.

Tabela 2. Frequência de distribuição dos dados.

Figura 6. Histograma das cargas de transporte.

A partir destes dados percebe-se que somente 31,26% das cargas de transporte de minério estão entre 36 e 38 toneladas, um número relativamente baixo levando em conta que 37 toneladas é a carga esperada de transporte.

Padronização da carga de transporte

Após a aplicação do processo de padronização e acompanhamento da carga média de transporte de minério, foram realizadas um total de 5.508 pesagens de diferentes frentes de lavra. No qual foi obtido mensalmente, de acordo com a Tabela 3, os seguintes dados:

Tabela 3. Total de pesagens realizados por mês.

Comportamento da carga de transporte pós-aplicação da padronização

A carga média de transporte depois da padronização foi de 36,67 toneladas (Figura 7), um valor 2,47% superior ao que foi registrado no ano anterior, e, somente, 0,88% menor que o ideal para o transporte (37 toneladas).

Figura 7. Média mensal das cargas de transporte.

Com estes dados podemos dizer que após a aplicação da rotina de padronização de carga reduzimos em 73,04% a diferença entre a média de transporte em relação ao estabelecido como ideal, já que esta diferença era de 3,28% e passou a ser 0,88%. Em todos os meses do ano após a padronização foi constatado ganho no valor de carga média quando comparado com o ano anterior, conforme pode ser confirmado na Figura 8.

Figura 8. Diferença entre a média mensal de cargas.

Em análise aos dados de dispersão absoluta, foi calculado um desvio padrão de 2,07. O mês que registrou o maior desvio padrão foi o mês de março com 2,22 (Figura 9).

Figura 9. Desvio padrão mensal das cargas de transporte.

Quando comparado com o ano antes da padronização, reduzimos o desvio padrão em 4,6%, já que foi registrado primeiramente um valor de 2,17. Outra redução constatada foi o valor da variância dos dados. Tivemos uma variância de 4,29 enquanto que anteriormente ela foi de 4,72, ou seja, uma redução de 9,11%. A Figura 10 apresenta a distribuição da variância por mês.

Figura 10. Variância mensal das pesagens da carga de transporte.

Os dados de pesagens (Tabela 4) foram distribuídos em um histograma (Figura 11) afim de se visualizar o comportamento dos mesmos, onde se obteve:

Tabela 3. Frequência de distribuição dos dados.

 

Figura 11. Histograma das cargas de transporte.

Em análise ao histograma calcula-se que 36,84% das cargas pesadas estavam entre 36 e 38 toneladas, 5,28% maior que o registrado no ano antes da padronização (31,26%), um aumento de 17,86%. Além da captura deste ganho, o número de registros de cargas com 30 toneladas, ou menos, caiu de 37 registros para um total de 6 registros, uma redução de 83,78% no total. A análise da dispersão e da média móvel dos dados de pesagem permite verificar a alteração de patamar da média que ocorreu com a aplicação da metodologia de padronização da carga de transporte de minério, conforme a Figura 12.

Figura 12. Evolução do patamar da média de pesagens dos dados de antes e após a padronização analisados.

A partir dos dados de pesagens foi construído um box plot comparando-se os dados antes e após a padronização, apresentado na Figura 13.

Figura 13. Box plot comparativo dos anos analisados.

Neste gráfico é possível notar que tivemos uma elevação da mediana em relação ao ano anterior, ou seja, fica visível que o objetivo de se estabilizar a carga média foi alcançado. Nota-se, ainda, que a carga mínima registrada foi bem superior à registrada anteriormente, em contrapartida, o valor da carga máxima manteve-se no mesmo patamar em ambos os anos analisados.

CONCLUSÃO

O presente trabalho contribuiu para a otimização da etapa de transporte de minério, trazendo ganhos através de simples iniciativas e mostrando o resultado do engajamento de todas as equipes envolvidas. O time da Operação de Mina expos os ganhos operacionais relacionados ao incremento de produtividade e redução de custos na atividade de transporte de minério a partir de melhorias implantadas na padronização da carga média de transporte de material proveniente da lavra de bauxita. Tal padronização apresentou bons resultados proporcionando um aumento de 2,47% no volume da carga média transportada e também otimizou o consumo de combustível em 2,53%, reduzindo a quantidade de viagens dos caminhões. Outro ganho foi a redução perceptível na variabilidade e desvio padrão e variância dos dados levantados e analisados.

REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

Todos os dados gerados ou utilizados neste trabalho foram produzidos pela equipe interna da companhia, sem utilização de referências bibliográficas.

 

 

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Aumento de recuperação de ouro a partir de implementação e otimização de circuito de recuperação de ouro gravimétrico na flotação de minério de ouro sulfetado

 

Resumo

Esse artigo visa mostrar os impactos da implementação de circuito de recuperação de ouro gravimétrico, previamente à etapa de lixiviação do concentrado da flotação, na recuperação metalúrgica do minério de ouro sulfetado presente em Paracatu-MG. Inicialmente, foram realizados estudos de laboratório, juntamente com o know-how da FLSmidth, avaliando os possíveis fluxos e locais de instalação dos novos equipamentos. Os concentradores foram, então, instalados no circuito de flotação rougher, que é constituído de 4 linhas de flotação, com 6 células cada. Foi definida a instalação de 3 concentradores Knelson QS48 para serem alimentados com o concentrado da primeira célula de cada linha de flotação rougher, que apresentou maior teor de ouro e maior viabilidade para o projeto. Aliada à instalação dos 3 Knelsons QS48, foi definida a instalação de um reator de lixiviação intensiva para processamento desse concentrado, o Acacia CS8000.

A implementação do projeto e otimização de processo foi realizada, garantindo ganhos consideráveis na recuperação metalúrgica de ouro da mina da Kinross, em Paracatu-MG.

Planos futuros para a instalação de novos concentradores Knelson em Paracatu estão em desenvolvimento.

Palavras-Chave: Recuperação Metalúrgica, Gravimetria, Ouro, Knelson, Acacia.

Introdução – Fluxograma da Planta 2

A Kinross Gold Corporation detém o direito de exploração da mina de Paracatu, localizada no estado de Minas Gerais. O processamento do minério sulfetado da Planta 2 na mina de Paracatu é realizado através das etapas de Britagem (MMD Sizer – Modelo 13000), seguida por moagem SAG (38’ x 24,5’ – 20 MW), que alimenta um circuito de 4 moinhos de bolas (2 moinhos 20’ x 40’ e 2 moinhos 26’ x 42’). O circuito de moagem de bolas é fechado com baterias de hidrociclones, onde o underflow retorna para os moinhos de bola e o overflow alimenta o circuito de flotação rougher. O circuito de flotação rougher é constituído por 4 linhas paralelas, compostaspor 6 tank cells cada, com capacidade de 160m³ cada. O rejeito da flotação é direcionado para a barragem de rejeitos, enquanto que o concentrado é bombeado para um circuito de flotação cleaner, compostp de duas linhas com 5 células de flotação cada (40 m³ cada). O rejeito da flotação cleaner é redirecionado para a alimentação do moinho SAG, visando redução do consumo de água, enquanto que o concentrado da flotação cleaner é direcionado para o circuito de espessamento e remoagem, gerando o concentrado final para o circuito de lixiviação:

Figura 1: Fluxograma de Processamento Mineral da Planta 2 – Kinross Paracatu.

O presente artigo mostra a avaliação realizada no circuito detalhado acima a respeito da instalação de circuito gravimétrico para recuperação de ouro, visando ganhos de recuperação global próximos a 2%. Testes laboratoriais foram feitos no laboratório de processos da Kinross em Paracatu para validação de todos os dados.

O novo sistema de gravimetria engloba a instalação de concentradores Knelson, que faz a concentração do ouro utilizando princípios de força centrífuga e densidade. Ele possui um cone de concentração com pequenas aberturas para entradas de água (fonte externa), enquanto que gira em velocidades elevadas, direcionando o material mais denso para os sulcos nas paredes do cone. Funcionando por bateladas, ele faz a descarga do concentrado para posterior tratamento em reator de lixiviação intensiva (Acacia).

Figura 2: Concentrador Knelson QS48 – FLSmidth.

O concentrado, uma vez descarregado do concentrador gravimétrico, é processado em reator de lixiviação intensiva (Acacia), que possui alto potencial de recuperação e simples funcionamento.

Uma vez depositado o concentrado do Knelson dentro do reator Acacia, uma solução de lixiviação contendo cianeto, hidróxido de sódio e LeachAid (catalisador da reação de lixiviação) é recirculada pelo leito de concentrado por um determinado período de tempo. Quando finalizada a batelada de lixiviação do Acacia, a solução rica, contendo o ouro removido do concentrado, é bombeada para as células eletrolíticas. O rejeito sólido é descartado novamente no circuito, conforme figura abaixo:

Figura 3: Reator Acacia em Operação.

Avaliação das Melhores Alternativas para Instalação do Circuito Gravimétrico

Metodologia

Para definição do melhor fluxo a ser tratado via gravimetria foram analisados diferentes fluxos:

  1. Underflow da Classificação;
  2. Overflow da Classificação;
  3. Rejeito da Flotação Rougher;
  4. Rejeito da Flotação Cleaner;
  5. Concentrado da Primeira Célula de cada Linha Rougher;

Dessa forma, foram coletadas amostras representativas de todos os fluxos e os testes de gravimetria foram realizados em Paracatu, no laboratório de processos metalúrgicos da Kinross. Os testes realizados foram de GRG (Gravity Recoverable Gold), que têm, por definição, a quantificação de ouro gravimétrico recuperável no fluxo estudado [2].

1.2.        GRG (Gravity Recoverable Gold)

O teste consiste na utilização de um Knelson (KC-MD3), equipamento de laboratório, para avaliação da quantidade de ouro gravimétrico há na amostra testada.

Abaixo segue um sumário do teste de 2 passes (Two-pass GRG Test) [3]:

  • 10 a 100 kg de amostra (massa seca), dependendo do teor e a qual fluxo pertence a amostra;
  • Um peneiramento em peneira de 0,850 mm (20#) deve ser feito para remoção de qualquer parte metálica que possa estar presente na amostra;
  • A amostra deve ser preparada a 60% de sólidos (peso/peso);
  • Após preparação da amostra, são realizados dois passes da amostra no Knelson. O primeiro, com força G de 60 e fluxo de 3,5 l/min e o segundo, com força G de 150 e fluxo de 3,5 l/min;
  • Para cada passe, amostra de concentrado deve ser coletada para análise de Au por fusão total por faixa granulométrica;
  • Após o segundo passe, amostra do rejeito deve ser coletada para análise de ouro por faixa granulométrica.

Figura 4: Fluxograma de Teste de 2 Passes de GRG em Laboratório

Seguem os resultados abaixo:

Tabela 1: Resultados de Testes de GRG e GAT para os fluxos estudados.

Fluxo Avaliado GRG (%)
Underflow da Classificação 70,5
Overflow da Classificação 64,7
Rejeito da Flotação Rougher 45,6
Rejeito da Flotação Cleaner 35,2
Concentrado da 1ª Célula Rougher 63,8

Baseado nos resultados obtidos, 3 opções para potencial instalação de circuito gravimétrico foram definidas:

  1. Underflow da Classificação;
  2. Overflow da Classificação;
  3. Concentrado da Primeira Célula de cada Linha Rougher;

Por questões de custoxbenefício, foi definida a rota de instalação da gravimetria para o concentrado da primeira célula de cada linha rougher. As elevadas vazões presentes nos fluxos de underflow e overflow da classificação primária impossibilitaram a evolução dessas rotas. Por outro lado, o concentrado das primeiras células rougher apresenta vazão mais reduzida, tornando o projeto economicamente mais viável.

Avaliação do Concentrado da Primeira Célula de cada Linha Rougher

A partir da definição da melhor rota a ser instalada o novo circuito de gravimetria, todas as informações de processo referente ao fluxo em questão foram levantadas:

Tabela 2: Parâmetros de processo para o fluxo de concentrado da primeira célula de cada linha rougher.

Alimentação de Concentrado da 1ª Rougher 100 t/h
% Sólidos do Fluxo 20 – 50%
Taxa de Alimentação Volumétrica 130 – 430 m³/h
Teor Amostrado do Concentrado 17,6 g/t
GRG (Ouro Gravimétrico Recuperável) 63,82%
Ouro Total Presente no Fluxo 1.759 g/h
Ouro Gravimétrico Recuperável no Fluxo 1.152 g/h
Ouro Total da Planta (4.897 t/h, teor = 0,520 /t) 2.546 g/t

Quando um circuito de gravimetria opera em circuito aberto, o que é o caso do fluxo de concentrado da primeira célula de cada linha rougher, uma redução na taxa de alimentação por concentrador Knelson é necessária, visando maior recuperação do equipamento [1]. Assim, foram avaliadas a instalação de 2 e 3 concentradores Knelson QS48 para o fluxo. Abaixo está a análise completa das duas condições:

Tabela 3: Avaliação de ganhos de projeto com a instalação de 2 ou 3 concentradores Knelson QS48.

Tamanho de Partícula GRG Dois QS48 – 50 t/h em Cada Três QS48 – 33 t/h em Cada
Recup. Unit. Ouro Rec. Recup. Unit. Ouro Rec.
(microns) % % g/h % g/h
300 0,2 72 2,1 96 2,8
212 1,4 38 9,4 60 14,6
150 2,5 43 18,6 66 29,0
106 6,3 29 32,0 40 44,9
75 13,4 25 58,9 39 92,6
53 16,5 27 79,1 39 112,1
38 11,6 28 56,6 40 80,8
25 12,0 23 48,5 34 72,1
Total 63,8   305,2   449,0
% Ouro da Alimentação da Planta 12,0 17,6
% GRG da Alimentação da Planta 18,7 27,5

As recuperações utilizadas para os cálculos foram obtidas a partir do Knelson QS48 operando em circuito de remoagem de concentrado de flotação já instalados em outras minas.

Baseado nos dados apresentados acima, vemos que, com 3 Knelsons QS48 instalados no fluxo, teríamos uma recuperação de 17,6% do ouro total alimentado na Planta 2. Com a utilização de 2 concentradores QS48, a recuperação do ouro seria de 12% do ouro total alimentado na Planta 2. Assim, foi definida a instalação de 3 concentradores Knelson QS48 e, para o processamento de todo esse concentrado gravimétrico, foi contemplado no projeto da instalação de um reator de lixiviação intensiva Acacia CS8000, fabricado pela Consep.

Figura 5: Fluxograma de processo conceitual do novo circuito de gravimetria da Kinross Paracatu.

Resultados e Discussão

Implantação dos Equipamentos

Após toda a avaliação dos fluxos existentes e definição da melhor rota de processamento, os equipamentos foram instalados, comissionados e operados a partir de Julho/15.

Figura 6: Novos Knelsons QS48 instalados na Kinross Paracatu.

Resultados Iniciais e Otimização do Circuito Gravimétrico

Após comissionamento do equipamento em 2015 e início do processamento do concentrado dos Knelsons QS48 no novo Acacia CS8000, grandes oscilações nas recuperações do reator de lixiviação foram presenciadas.

Devido a isso, os parâmetros operacionais e de processo do reator Acacia foram otimizados, elevando consideravelmente as recuperações e os ganhos do projeto:

Tabela 7: Otimização dos parâmetros operacionais e de processo do Acacia CS8000.

Parâmetros – Acacia CS8000 Início do Comissionamento Após Otimização
Fluxo de Estratificação 500 l/min 775 l/min
Fluxo de Deslamagem 400 l/min 725 l/min
Fluxo de Lixiviação 300 l/min 675 l/min
Adição de LeachAid 0,7 kg/ kg de ouro 1 kg / kg de ouro
Tempo de Lixiviação 12h 8h
Volume de Solução 6.100 m³ 8.100 m³
Volume de Cianeto 700 l 750 l
Rotina de Limpeza do Cartucho Sem Rotina A cada 15 dias

Pode-se ver que, após otimização do reator Acacia CS8000, além de elevação da recuperação do equipamento, foi possível ainda reduzir o tempo de lixiviação de 12h para 8h, elevando a sua produtividade:

Figura 8: Ganhos de produção e de recuperação do Acacia CS8000 após otimização.

Como reflexo da maior produção, os ganhos em recuperação global e em capital também se elevaram:

Figura 9: Evolução dos ganhos de recuperação global do novo circuito de gravimetria de Paracatu.

Para cálculo dos ganhos de recuperação global, as seguintes premissas foram adotadas:

  1. Ganhos calculados a partir da diferença entre a recuperação do circuito CIL e a recuperação do Acacia CS8000 + recuperação do CIL para o rejeito do Acacia (rejeito do Acacia ainda é lixiviado no circuito CIL);
  2. Os cálculos consideram que a eficiência de lixiviação do rejeito do Acacia no CIL é correspondente a 80% da recuperação total do CIL.

Após instalação e otimização do novo circuito gravimétrico da Kinross Paracatu, considerando o período entre o comissionamento, em 2015, até o atual período, Maio/2017, o ganho total estimado é de USD 9.000.000,00.

Conclusão

Baseado em estudos iniciais de GRG, que quantifica a presença de ouro gravimétrico recuperável em fluxos de minério, foi avaliada a instalação de novo circuito para recuperação desse ouro na Kinross Paracatu.

Baseado nos resultados realizados pela FLSmidth e pela Gerência de Desenvolvimento Tecnológico da Kinross, foi definido que o concentrado da primeira célula de cada linha da flotação rougher seria o fluxo a ser processado no novo circuito de gravimetria de Paracatu. Aliado a isso, foram definidas as quantidades de equipamentos a serem instalados (3 Knelsons QS48 e 1 Acacia CS8000).

Instalados em 2015, o circuito foi otimizado, alterando parâmetros operacionais e de processo. Após tais alterações, tivemos uma elevação da recuperação do reator Acacia CS8000 de 87,3% em 2015 para 96,1% em 2017.

Essa otimização conferiu ao projeto uma elevação da produção mensal de ouro gravimétrico de 70 kg/mês (média de 2015), para valores acima de 200 kg/mês (média de 2017).

Aliado a essa maior produção, os ganhos de recuperação global se elevaram de 0,63% em 2015 para 1,99% em 2017. Essa maior recuperação global representa, em valor, ganhos de USD 9.000.000,00 para o período de operação do equipamento até o momento.

Referências Bibliográficas

[1] Fullam, M.; Robichaud, F.; Belzin, G. (2013). Goldex, the GRG Jewel.

[2] Fullam, M.; Peacocke, K. (2013). Gravity Test Work Report – Kinross Brasil Mineração S/A – September 2013 Audit Results (Relatório Interno).

[3] KC-MD3 User Manual Rev 3.0 (2015/11) – Appendix D. Two Pass GRG Test.

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Metodologia para certificação de padrões secundários para análises químicas em amostras de minério de ferro

Resumo

Na Mina de Serra Azul da ArcelorMittal em Itatiaiuçu Minas Gerais há toda uma sistemática de controle dos processos produtivos desde a lavra, planta de concentração, estocagem, transporte ao pátio de carregamento, avaliação das características de qualidade no embarque em composições ferroviárias e assistência ao cliente no embarque do produto para a destinação final. As principais análises químicas (%) realizadas são: Fe, SiO2, Al2O3, P, Mn,TiO2, CaO, MgO e Perda Por Calcinação(PPC). Essas análises são padronizadas por normas técnicas ABNT ISO tanto para atender ao mercado interno quanto ao mercado externo. Não há como garantir a qualidade das análises se não houver uma certificação da qualidade dos padrões de referência de forma a calibrar equipamentos de análise, verificar e controlar metodologias e treinar e avaliar os analistas. A produção na Mina de Serra Azul é um processo dinâmico em constante evolução e requer uma gama grande de padrões de referência com características próprias que o mercado de material de referência não tem condições de suprir. A ArcelorMittal partiu então para desenvolver uma metodologia simplificada, mas eficiente com base em critérios estatísticos consagrados para produzir seus próprios materiais de referência secundários (ou internos) de forma a atender a sua própria demanda deste tipo de material.l

Palavras-chave: Material de Referência; Estatística; Minério de Ferro.

METHODOLOGY FOR PREPARATION OF SECONDARY REFERENCE MATERIAL FOR CHEMICAL ANALYSIS IN IRON ORES.

Abstract

There is no way to guarantee the chemical quality of mining production if there is no certification of the quality of the reference standards. At the Serra Azul Mine, operated by ArcelorMittal in Itatiaiuçu Minas Gerais, there is a whole system of control of the production processes from the mining to the assistance to the customer in the shipment of the product to the final disposal. The chemical analyzes are standardized by technical standards ABNT and ISO. Production at the Serra Azul Mine requires a large range of benchmarks with its own characteristics that the reference material market can not afford. For this reason, ArcelorMittal has developed a simplified but efficient methodology based on established statistical criteria to produce its own secondary (or internal) reference materials to meet its own demand for this type of material.

Keywords: Reference Materials; Statistics; Iron Ore.

1 INTRODUÇÃO

 

Normalmente o processo de certificação de materiais de referência faz uso de programas interlaboratoriais com a participação de vários laboratórios de indiscutível competência em análise química de minérios sob a coordenação centralizada de uma instituição que prepara e envia as amostras para os testes e avalia os resultados dos participantes emitindo um certificado deste material de referência que é usado não só pelos participantes como por todas as empresas do ramo. No Brasil o principal organismo certificador é o Instituto de Pesquisas Tecnológicas (IPT) de São Paulo ligado a USP que já produziu inúmeros trabalhos neste campo e preparou alguns padrões de minério de ferro. Entretanto este é um procedimento oneroso, demorado e que não atende as necessidades do processo de produção da ArcelorMittal que desenvolveu uma metodologia adequada a suas necessidades trabalhando num programa intralaboratorial utilizando seu quadro técnico e demais recursos próprios.

 

  • PREMISSAS BÁSICAS

 

Aleatorização: Tem por objetivo minimizar a possibilidade de que haja tendência nas execuções e entre os executantes.

Repetição: A repetição é indispensável para a comparação dos dados. Evidentemente, quanto maior o número de repetições mais confiável tende a ser a avaliação. No entanto, há formas de se definir um número mínimo de repetições para se atingir um determinado nível de confiança desejável.

Controle local (supervisão): O experimento deve ser conduzido de forma a avaliar as condições impostas ao planejamento e não o aspecto gerencial do controle de qualidade no dia a dia, ou seja, é preciso retirar toda e qualquer pressão sobre o executante.

Experiência profissional: É fundamental a avaliação prévia dos resultados. A Estatística é apenas uma ferramenta de auxílio à decisão, mas a experiência profissional do “pesquisador/dono” dos dados é tão importante quanto os números gerados com os testes estatísticos. O importante é criar métricas que possam aferir continuamente a qualidade dos resultados dos laboratórios.

2 MATERIAIS E MÉTODOS

2.1 Planejamento

Para realizar uma avaliação da qualidade dos resultados de análises intra/interlaboratórios, é necessário ser extremamente criterioso no desenvolvimento de um experimento, desde o seu planejamento até a sua execução, para que os objetivos traçados não sejam comprometidos por problemas na sua condução, com perda de tempo, recursos financeiros e humanos.

As amostra de minério para fins de serem certificadas como padrões internos, devem ser preparada com um rigor muito grande, a fim de garantir a qualidade do padrão. O Ideal é que se prepare aproximadamente 2,0 Kg de material.

A amostra deve ser pulverizada e peneirada, não podendo ter não mais que 5% material retido na peneira 0,106 mm.

Após a pulverização a amostra é homogeneizada por 30 minutos em um homogeneizador em Y e depois ela é  quarteada em quarteador rotativo.

É verificada a homogeneidade do material, através de analises químicas e só depois de aprovadas é realizada a certificação dos padrões.

Cada um dos 7 analistas recebeu 5 amostras teste para execução dos ensaios de Fe (Via Úmida (VU) – Norma ABNT ISO 2597-2),  SiO2, Al2O3, P, Mn, CaO, TiO2, MgO (Via Espectrometria de Fluorescência de Raios X) e Perda Por Calcinação.

  • Modelagem do experimento

2.2.1  Análise descritiva do conjunto de dados

Foram determinados para o conjunto de 35 resultados, os dados, conforme a tabela 01.

Tabela 01 – Análise Descritiva dos Dados
Mediana Média Máximo Amplitude Máxima (Rmáx) Variância  
 
Desvio Padrão Coeficiente de Variação (CV) Nº Réplica Nº Analista Dados Totais

 

 

As fórmulas para os cálculos não serão apresentadas por serem muito utilizadas e de fácil entendimento

  • Avaliação de ‘outliers’ e simetria do conjunto de dados Grubs e BoxPlot

Antes de se efetuar a avaliação e interpretação de uma série de resultados obtidos em ensaios ou calibrações, ou de se efetuar o cálculo da incerteza, é necessário verificar a existência de valores que possam,eventualmente, serem considerados como dispersos.

Observações dispersas são valores anormalmente baixos ou altos, que aparecem como anomalias em uma série de dados.

Os testes mais comuns para determinar a presença de dados dispersos são os testes de Cochran, Dixon e de Grubbs.

Teste de Grubbs

A avaliação dos dados é feita comparando o valor tabelado com os valores calculados. Para se proceder a avaliação, os dados devem ser ordenados em ordem crescente, após deve-se aplicar os cálculos conforme as equações 1 e 2.

(1)

(2)

n= numero de resultados

Xn = Média dos resultados

X1 = menor valor

Xp = maior  valor

S= Desvio padrão

Gn = Significancia do menor valor

GP = Significancia do maior valor

Se o valor crítico tabelado (Gc – tabela C.1, ABNT 14597[1]) for maior do que o valor calculado para o menor valor (Gn), isto é , o menor valor dos resultados não será considerado discrepante.

Se o valor crítico tabelado (Gc – tabela C.1, ABNT 14597[1]) for maior do que o valor calculado para o maior valor (Gp),  isto é , o maior valor calculado dos resultados não será considerado discrepante.

Caso seja identificado algum valor discrepante, o responsável pela execução do experimento deve procurar verificar se há alguma causa identificável e corrigí-la antes de continuar, caso contrário deve manter o resultado.

Box Plot

A avaliação do Diagrama de Caixa (Box Plot), nos permitem verificar se os dados têm uma distribuição simétrica e se há presença de “outliers”.

Caso a avaliação apresente algum valor outlier, deve-se discutir com o analista e tentar encontrar as possíveis causas, a análise pode ser refeita. Não é possível excluir apenas uma análise, no caso seria necessário excluir o analista, o que não é conveniente em se tratando de um trabalho intralaboratorial.

  • Avaliação dos resultados médios por analistas

Efetuar a analise dos resultados médios, por analista, calcular a média e variância e apresentar os resultados, conforme tabela 2.

Tabela 2 : Resultados médio dos analistas
Analista (p) Médias Variâncias
L1 Xm S2L1
L2 Xm S2L2
L3 Xm S2L3
L4 Xm S2L4
L5 Xm S2L5
L6 Xm S2L6
L7 Xm S2L7

 

  • Valores discrepantes dos analistas (Teste de Grubbs)

 

 

Deve-se  proceder o teste de Grubbs, conforme descrito no item 2.2.2, utilizando os valores médios de cada analista, conforme as equações 1 e 2.

 

 

 

  • Variância dos analistas (COCHRAN)

 

 

Teste de Cochran:

 

A avaliação dos dados é feita comparando o valor tabelado (tabela B.1, ABNT 14597[1]) com o valor calculado, conforme a equação 3.

(3)

 

max = Maior variância.

Total = Soma de todas as variâncias.

é o valor Calculado

é um valor tabelado

 

 

Se o valor calculado for menor que o valor tabelado, resultado homogêneo,  prosseguir com a avaliação dos resultados;

Se o valor calculado for maior que o valor tabelado, resultado heterogêneo, avaliar as possíveis causas da heterogeneidade dos dados do analista com a maior variância.

 

Caso os valores sejam rejeitados nas duas ou em uma das avaliações, 2.2.4 / 2.2.5, deve-se discutir com o analista e tentar encontrar as possíveis causas, a análise pode ser refeita. Não é possível excluir apenas uma análise, no caso seria necessário excluir o analista, o que não é conveniente em se tratando de um trabalho intralaboratorial.

 

  • Analise de variância com um fator de variabilidade (ANOVA)

Utilizou-se como ferramenta de análise dos dados, a Análise de Variância com um fator ou Delineamento Inteiramente Casualizado – DIC; ANOVA One Way, [Montgomery 1997]. A avaliação é feita conforme a tabela 3.

Neste artigo, vamos descrever apenas os resultados obtidos para Fe VU, os parâmetros para os demais elementos foram tratados com a mesma metodologia.

 

 

Tabela 3- Levantamento dos dados para ANOVA
Laboratoristas (p) Réplicas (n) Total Fator 0 Media geral
L1 Xi Xi Xi Xi Xi    
L2 Xi Xi Xi Xi Xi  
L3 Xi Xi Xi Xi Xi    
L4 Xi Xi Xi Xi Xi    
L5 Xi Xi Xi Xi Xi    
L6 Xi Xi Xi Xi Xi    
L7 Xi Xi Xi Xi Xi    

 

n = numero de réplicas

Total fator O = a soma dos n resultados de cada p nível

p = numero de analistas

Xi= cada resultado

A análise de variância dá subsídios para determinação da repetibilidade e reprodutibilidade, além de avaliar a qualidade dos resultados dos analistas.

O Fator Analista é o fator de variabilidade estudado. A tabela 4 mostra a como deve ser feito os cálculos.

Resíduos = o resultado de cada replica do analista – média do analista

Essa pode ser uma métrica para comparação futura da modelagem. Por experiência, sabe-se que  para  é satisfatório, mas quanto menor for o , melhor, já que o ideal é que o erro aleatório seja o menor possível (próximo de zero).

  • Comparações múltiplas DMS – t de Fischer

Teste t de Fisher: é a determinação da Diferença Mínima Significativa (DMS), a qual apresenta a diferença estatisticamente tolerável na comparação entre duas médias, calculado pela equação 9.

t(N,α) é a variável da distribuição t de Students

QMr é determinado na tabela 02.

Se a diferença entre as médias dos analistas estiver acima do valor de DMS, encontrado, os analistas devem ser avaliados.

2.2.9  Determinação de repetibilidade (r) e reprodutibilidade (R)

Repetibilidade  (r ) é a tolerância entre duas medidas realizadas pelo mesmo analista (a=2).

Reprodutibilidade  (R ) é a tolerância dentre duas medidas realizadas por analistas diferentes (a=2). Os cálculos devem ser realizados conforme as equações 10, 11, 12 e 13.

Onde  é uma variável padrão que determina o nível de confiança a ser adotado, para um nível de 95% de confiança o valor utilizado é 1,96. Esses valores já são tabelados.

2.2.10 Estimativa da exatidão

A exatidão fornece uma visão da qualidade dos resultados médios dos analistas em relação ao valor da média do Material de Referência Certificado (MRC) ou mesmo em relação a um padrão interno a critério do Coordenador do Experimento. Para essa métrica utilizamos o Índice de Score (Z), que é calculado conforme a equação 14.

médida de cada um dos analistas

valor de referência ou valor médio do material

Desvio padrão do material de referência ou dos valores médios.

A avaliação é feita conforme abaixo:

pode-se considerar o resultado satisfatório.

, o resultado é considerado duvidoso e.

, o resultado é considerado não satisfatório ou insatisfatório.

3 RESULTADOS E DISCUSSÃO

3.1  Análise descritiva do conjunto de dados

A tabela 5 traz o resultado da analise descritiva dos dados.

 

Tabela 5: Estatística descritiva do conjunto de dados

Min Mediana Média Média Max RMáx CV(%) N
46,19 46,34 46,34 46,34 46,44 0,25 0,0041 0,064 0,14 35

 

3.2  Avaliação de ‘outliers’ e simetria do conjunto de dados – Grubbs e BoxPlot

Gn= 2,320 Gp= 1,600 Gc= 2,979

Figura 01 – Box Plot – Avaliação Previa do Conjunto de dados

3.3  Avaliação dos resultados médios por analistas

Tabela 6 : Resultados médio dos analistas
Analista (p) Médias Variâncias  
 
L1 46,4068 0,0005477  
L2 46,2948 0,0007187  
L3 46,3466 0,0015413  
L4 46,3362 0,0028857  
L5 46,3828 0,0030247  
L6 46,3242 0,0049397  
L7 46,2826 0,0065423  

Valores discrepantes dos analistas (Teste de Grubbs)

Gn= 1,268 Gp= 1,517 Gc= 2,020

 

Não há evidencia de outliers.

  • Variância dos analistas (COCHRAN)
  • n 5
    p 7
    S2max 0,006542
    S2Total 0,020200
    Cc 0,324
    Ctab 0,397

Há evidencia da igualdade das variâncias

  • Análise de variância com um fator de variabilidade (ANOVA)
Tabela 7:  ANOVA OneWay
Fator Soma dos Quadrados (SQ) Grau de Liberdade (V) Média da Soma dos Quadrados (QM) Estimadores das variancias (S2) Fcalc. Valor P
Analista (0) 0,059672 6 0,009945 0,001412 3,446 0,011
residual (r) 0,0808 28 0,002886 0,002886 Ftab
Total 0,140472 34     2,445

Do ponto de vista teórico, o que se tem por trás da tabela  e sua análise, é um teste de hipóteses, em que as hipóteses a serem testadas são:

: não há evidências para se rejeitar a igualdade entre os resultados médios de todos os laboratoristas.

: pelo menos um laboratorista não apresenta média igual aos demais;

Se Valor-p < 0,05, [Hogg & Tanis 1999], rejeita-se  em favor de , ao nível de significância de 5%. Ao nível de significância de 1% (Valor-p < 0,01) não rejeitaríamos . Nesse caso, se for considerado que os resultados são aceitáveis, pode-se concluir (com ressalvas) pela igualdade das médias dos laboratoristas.

Neste teste estatístico, fica evidenciado que há no mínimo um Laboratorista que apresenta média diferente dos demais, ao nível de significância de 5%. Observe-se o gráfico da Figura 02.

  • Erro médio quadrático (EQM)
EQM = 0,048%

 

  • Comparações múltiplas DMS – t de Fischer
Analista Diferença Analista Diferença
L2-L1 0,071 L4-L3 0,052
L3-L1 0,060 L5-L3 0,023
L4-L1 0,112 L6-L3 0,036
L5-L1 0,083 L7-L3 0,064
L6-L1 0,024 L5-L4 0,029
L7-L1 0,124 L6-L4 0,088
L3-L2 0,011 L7-L4 0,012
L4-L2 0,041 L6-L5 0,059
L5-L2 0,012 L7-L5 0,041
L6-L2 0,047 L7-L6 0,100
L7-L2 0,053 DMS 0,070

 

Foram assinalados em vermelho as diferenças que deram acima do valor de DMS.

Observamos que os laboratoristas L1, L4 e L7, apresentaram diferenças acima do DMS, porem após discussões interna foi definido que eles não seriam retirados desse programa de certificação.

Figura 2- BoxPlot – Avaliação dos Analistas

  • Determinação de repetibilidade (r) e reprodutibilidade (R)

Repetibilidade e reprodutibilidade foram calculadas para um nível de confiança de 95%.

  • Estimativa da exatidão
Analista (p) Médias Z-score   Analista (p) Médias Z-score
L1 46,4068 1,517   L5 46,3828 0,979
L2 46,2948 0,994   L6 46,3242 0,335
L3 46,3466 0,167   L7 46,2826 1,268
L4 46,3362 0,066   Média 46,339
Desvio 0,0446

Todos os analistas trabalham com exatidão aceitáveis.

 

Conclusões

Este material foi obtido num prazo de 3 meses e vai ser usado nas operações das Minas e das Usinas Siderúrgicas do grupo ArcelorMittal em Minas Gerais.

Com a maior quantidade de padrões o laboratório vai poder reduzir o custo direto, com a compra de padrões além de intensificar os seus controles internos. Para as usinas os padrões são confeccionados de acordo com o material utilizado por cada uma, visto que é utilizado pó prensado, assim garantimos curvas com maior número de padrões e uma precisão muito melhor e com desvios menores, a um custo muito baixo na operação dos laboratórios, além de garantir melhores resultados.

Outro ponto importante é a utilização destes dados para avaliar os analistas, verificando a necessidades de treinamento, a existência de vícios de análises, dentre outros. O mais importante é a experiência do pesquisador (“dono dos dados”), para definir métricas que possam ser usadas para o acompanhamento da evolução da qualidade do laboratório.

A análise prévia do conjunto de dados é sempre muito importante no sentido de verificar alguma inconsistência com os dados antes de dar seguimento à avaliação estatística final.

É um trabalho que demanda recursos internos e tempo, mas que traz grande retorno financeiro e de qualidade, principalmente para quem trabalha com pastilha prensada.

Referências

ABNT NBR ISO 14597: (2012). Programa intralaboratorial de métodos analíticos –  Determinação da repetibilidade e precisão intermediária.

Johnson & Wichern (1998). Applied Multivariate Statistical Analysis, Fourth Edition, Prentice Hall.

Peternelli, L. A. ; Mello, M. P. (2011). Conhecendo o R – Uma visão mais que estatística; Editora UFV – 2013)

Hogg & Tanis (1999). Probability and Statistical Inference, Fifth Edition, Prentice Hall.

Bussab, Wilton de O. e Morettin, Pedro A. (2011). Estatística Básica; 7ª Edição; Editora Saraiva.

Conover, W. J. (1999). Practical Nonparametric Statistics, Third Edition, Wiley.

ISO 5725-2: (1994). Accuracy (trueness and precision) of Measurement Methods and Results. Part 6: Use in practice of accuracy values, International Organization for Standardization; Geneva; 2001.

Grubbs, Frank E (1969), Procedures for detecting outlying observations in samples, Taylor & Francis Group, vol 11, p 1-21.

Montgomery, D. C. (1997), Design and Analysis of Experiments, Fourth Edition – Ed. John Wiley & Sons

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Reaproveitamento de rejeito da flotação para redução do consumo de água na usina de Cobre do Sossego

 

RESUMO
A crise hídrica nacional em 2017 afetou diretamente o setor de mineração, fazendo com que alguns projetos paralisassem ou reduzissem a produção. Afetando diretamente as estatísticas
nacionais de emprego, renda familiar e geração de impostos.

A mina do Sossego passou em 2017 por um período crítico de redução de chuvas e redução do estoque de água, sendo necessário um trabalho para redução do consumo hídrico e do
lançamento de rejeitos, já que 49% de toda água direcionada para a barragem em forma de rejeitos fica aprisionada no minério, sendo impossível seu reaproveitamento no processo de
tratamento de cobre.

O objetivo deste trabalho é mostrar uma das principais ações de sinergia realizada pela equipe do Sossego para evitar a redução da produção e/ou paralização da mesma. De acordo com
histórico produtivo foi notado que o maior consumidor de água da planta é o moinho SAG e a substituição de toda ou parte de água nova para este equipamento seria ideal. A recirculação
de rejeito com baixo percentual de sólidos para o moinho SAG foi avaliada como ação efetiva e o rejeito do circuito scavenger da cleaner mostrou ter as características ideais para o trabalho.

Após a instalação do projeto, recirculando o rejeito scavenger no moinho SAG, a redução do consumo de água na planta foi na ordem de 25%, auxiliando na manutenção do estoque hídrico
da barragem e mantendo a produtividade da usina. Além de aumentar a probabilidade de recuperação de partículas de cobre que anteriormente iriam direto para o rejeito final, sem afetar o balanço de massas da planta e a qualidade do produto final.

I – INTRODUÇÃO
A usina do Sossego, localizada em Canaã dos Carajás, estado do Pará, processa em média 41.000 toneladas de minério de cobre por dia e está projetada para uma produção superior a
470.000 toneladas de concentrado de cobre por ano. O fluxograma de processo é apresentado na figura 1.

Após as etapas de cominuição e classificação o minério passa pela etapa de concentração por flotação direta, sendo o concentrado final o produto da etapa cleaner que é encaminhado para
a etapa de desaguamento. O rejeito final é composto pelo volume proveniente de duas linhas rougher e uma linha scavenger da cleaner, sendo depositado na barragem de rejeitos.

O balanço hídrico do complexo é composto pelas captações de água da barragem de rejeitos e do rebaixamento de lençol das cavas. Das captações citadas, apenas a da barragem é
considerada água recirculada, sendo que o seu uso é destinado a repolpagem do minério na planta de concentração. A maior parte desta água, retorna à barragem na forma de rejeitos, que após a decantação natural dos sólidos, é bombeada novamente para alimentar a planta concentradora, completando o ciclo de recirculação.

Figura 2 Recirculação de água da planta (Fonte: Arquivo gerência de planejamento)

II – SITUAÇÃO HÍDRICA
A redução drástica da precipitação na região do Sossego nos últimos anos pode ser considerada como fator principal da “crise” hídrica no site, afetando diretamente o estoque de água de processo na barragem de rejeitos. O conjunto de figuras do relatório batimétrico do Sossego mostra a queda abrupta em 2017 do estoque de água.

Figura 3 Histórico de precipitação (Fonte: Estação climatológica Sossego)

Figura 4 Situação de estoque de água jan/17 (Fonte: Batimetria Sossego) 

Figura 5 Situação de estoque de água jun/17 (Fonte: Batimetria Sossego)

Figura 6 Situação de estoque de água set/17 (Fonte: Batimetria Sossego)

III – PRINCIPAIS CONSUMIDORES
A água de processo é adicionada na etapa de moagem/classificação nos seguintes pontos: Alimentação da moagem SAG, peneiramento, caixa de alimentação da ciclonagem e bacias de under e over da ciclonagem. Já na etapa de concentração é utilizada principalmente para quebra de espuma e escoamento de concentrados. De acordo com o pareto de consumo o moinho SAG é responsável por 40% do gasto de água da planta, a substituição de toda ou parte da água nova neste moinho seria ideal para redução do consumo.

Figura 7 Principais pontos de dosagem de água na planta (Fonte: ABB KM)

Figura 8 Pareto principais consumidores de água na planta (Fonte: ABB KM)

IV – ESTUDO DA MELHORIA
De acordo com estudos geotécnicos, 49% de toda a água direcionada para a barragem no rejeito final fica aprisionada no minério (VOGBR, 2015), sendo impossível seu reaproveitamento no processo produtivo. Como o estoque de água encontrava-se baixo, a redução do consumo na planta e redução do lançamento de rejeitos se fazia necessário para a continuidade
operacional.

Como citado anteriormente, o rejeito final é composto pelo volume proveniente de duas linhas rougher e uma linha scavenger da cleaner. De acordo com os dados de balanço de massas
abaixo, a recirculação de quaisquer um dos rejeitos rougher se mostrou inviável em função do alto % de sólidos neste circuito, podendo prejudicar o processo de moagem/classificação. Já o
rejeito proveniente da etapa scavenger, de acordo com o balanço, indicou um % de sólidos baixo e volume considerável (~900m3/h), podendo ser recirculado diretamente no processo
produtivo sem passar pela barragem.

A maior preocupação na recirculação do rejeito scavenger é de que deletérios do mesmo possam prejudicar a qualidade do produto final. Os dados de amostragem indicam que o valor
de Ni está bem abaixo do limite aceitável, já os valores de Cl e F estão próximos aos limites aceitáveis, mas vale ressaltar que a massa recirculada de rejeito é pequena em relação à
massa nova alimentada e que nem todo o material recirculado irá virar produto final.

V – PROJETO
O reaproveitamento do tanque de uma célula de flotação de teste, fora de uso, se mostrou viável em relação à custo, layout e tempo de instalação. Por se encontrar próximo ao amostrador metalúrgico de rejeitos, à caixa de rejeito final e à tubulação de rejeito scavenger a instalação do circuito neste ponto possibilitaria uma flexibilidade operacional maior, já que em paradas para manutenção da bomba de recirculação o rejeito scavenger poderia ser direcioado para seu fluxo normal, passando pelo amostrador metalúrgico e indo para a barragem de rejeitos sem prejudicar o balanço de massas.

Como o % de sólidos do rejeito scavenger é relativamente baixo o uso de uma bomba reserva do sistema de captação de água da barragem seria viável. O isométrico da tubulação foi realizado com o intuito de recircular o volume de rejeito scavenger na alimentação do moinho SAG, substituindo toda ou parte da água nova necessária neste moinho.

Figura 10 Célula de teste fora de uso (Fonte: Acervo geotecnia)

Figura 11 Isométrico de tubulação para SAG (Fonte: Manutenção de Usina)

Figura 12 Desenho técnico bomba anfíbia (Fonte: Manual Higra)

VI – INSTALAÇÃO
O circuito foi instalado de acordo com o projeto, com opção de desviar o rejeito para o circuito de recirculação, direcionando o mesmo para o moinho SAG, ou manter o fluxo normal de acordo
com a necessidade da manutenção e operação de usina. Foi instalado medidor de vazão na linha para controle do volume bombeado. As medições de teores e % de sólidos do rejeito scavenger são realizadas pelo analisador online de teores (courier). Desta forma todas as características da polpa recirculada são medidas constantemente.

Figura 13 Desvio de fluxo do rejeito (Fonte: Acervo Processo)

figura 13 Desvio de fluxo do rejeito (Fonte: Acervo Processo)

Figura 13 Ponto de entrada da recirculação na planta (Fonte: ABB KM)

Figura 14 Novo Fluxograma (Fonte: Processo Sossego)

VII – RESULTADOS
Após a instalação a vazão média de água recirculada pelo circuito novo foi de 445 m3/h e desde sua implantação já gerou uma economia de aproximadamente 300.000 m3 de água na planta.

O consumo específico médio antes da implantação era de 1,28 m3 de água para cada tonelada de massa processada na usina e após a recirculação este consumo caiu para uma média de
0,93 m3/t, representando uma economia de 25% no consumo.

Figura 15 Vazão de recirculação (Fonte: ABB KM)

Figura 16 Histórico de volume recirculado (Fonte: ABB KM)

Figura 17 Histórico de consumo específico de água (Fonte: ABB KM)

VIII – CONCLUSÃO
A recirculação de rejeito com baixo percentual de sólidos e baixa quantidade de deletérios foi primordial para redução do consumo específico de água na planta e redução do lançamento de
rejeitos para a barragem. A implantação do circuito foi rápida e de baixo custo.

Ressalta-se que o retorno de rejeito com um teor de cobre associado não afeta o balanço de massas, já que após a recirculação só existe um fluxo de rejeito que é via bancos rougher.

Caso haja alteração do teor de cobre na alimentação o amostrador metalúrgico irá indicar e o cobre recirculado vira produto ou vira rejeito, desta forma alterando a recuperação para maior
ou para menor de acordo com a flotabilidade.

 

 

 

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