Aumento da performance e disponibilidade das retomadoras

Elaborado por: Tiago Eloi/Verônica Ap./Robson Rodr./Rafael Vinicius/Marcelo Ferreira

1. RESUMO

No ano de 2014 foram adquiridas duas retomadoras de pátio, cada máquina com taxa de projeto de 5.000 t/h(toneladas/hora) para alimentação do processo de classificação. No entanto já na etapa de comissionamento as máquinas apresentavam problemas crônicos e críticos. Uma das grandes falhas é que as retomadoras operavam com uma taxa máxima de produção de 3.680 t/h, devido a este problema era necessário a utilização de outros equipamentos auxiliares para que as metas de produção não fossem comprometidas devido a baixa alimentação da usina. Estas operações aumentavam o consumo de energia elétrica e óleo diesel. Além da baixa performance, as retomadoras 202 e 203 apresentavam também baixa disponibilidade, que no final do ano de 2015 foram de 68,5% e 88,1% respectivamente. Nessas condições as retomadoras foram entregues para manutenção e operação.

Através de um forte trabalho em equipe entre engenharia, planejamento, manutenção e operação foi possível mudar completamente os indicadores das máquinas, alcançando-se os melhores resultados desde o início de operação, conforme mostrado abaixo:

Com a evolução nos indicadores eliminou-se a alimentação da classificação através de hoppers, o que reduziu o custo operacional e permitiu passar para uma nova etapa que foi a implementação da operação convencional das retomadoras sem operador na cabine.

Este trabalho eliminou um gargalo e aumentou a produção de forma sustentável.

2. OBJETIVO

Esse documento tem como objetivo informar as melhorias que possibilitaram o aumento da performance e disponibilidade das retomadoras de pátio, responsáveis pela alimentação da usina de classificação da mineração Casa de Pedra de Congonhas-MG.

3. EQUIPAMENTOS

Retomadoras 26-RT-202 e 26-RT-203.

4. DESENVOLVIMENTO

Após a entrega das retomadoras para as equipes de manutenção e operação foram necessárias a implantação de melhorias nas máquinas para alcance do valor da taxa nominal de produção e aumento da disponibilidade física. O modelo das retomadoras é de ponte, com capacidade de produção 5.000 t/h, a figura 1 mostra a retomadora na pilha.

Inicialmente foi realizado um teste de performance das retomadoras e identificado uma taxa de produção média de 3.685 t/h, deixando de produzir 1.315 t/h. Comparando se a outras retomadoras de pátio, algumas possuem a produção nominal de 1000 t/h, equivalente a essa perda. A figura 2 mostra o gráfico da taxa no período de amostragem.

No processo de retomada era necessário além das retomadoras a utilização de Hoppers para abastecimento da usina, o que aumentava o custo de produção. A figura 3 ilustra a pá carregadeiras e os hoppers

No processo de retomada era necessário além das retomadoras a utilização de Hoppers para abastecimento da usina, o que aumentava o custo de produção. A figura 3 ilustra a pá carregadeiras e os hoppers.

Para melhoria da performance das retomadoras foram ajustados os pontos abaixo:
· Automatização da máquina, permitindo o trabalho sem operador
· Controle de taxa automático, basta inserir o valor de produção desejado e a máquina produz
· Ajuste da translação da máquina em automático
· Ajuste da movimentação do carro da roda de caçambas (trolley)
· Ajuste dos limites de translação do trolley
· Ajuste dos ancinhos
· Padronização das pilhas
· Desenvolvimento de lógica para operacionaliza um e dois
Com a implementação das modificações descritas acima foi possível alcançar o valor nominal de produção das retomadoras, mostrados nas figuras 4 e 5

De forma simplificada o aumento de produção das retomadoras aconteceu conforme mostrado na figura 6.

Quando se aumenta a produção de equipamentos um grande desafio é garantir que a disponibilidade não seja reduzida, neste trabalho foram implementadas outras melhorias de elétrica, mecânica e automação que permitiram o aumento da performance com o aumento da disponibilidade.
· Quebra da roda buggie

Havia a quebra constante das rodas buggies, em dois anos foram trocadas 64 rodas buggies, cada roda possui um custo de R$ 12.000 somado a perda de produção do equipamento. Para controle deste modo de falha crônico foi realizado o controle de fornecedores, troca periódica preventiva e alteração do projeto do sistema de lubrificação, desta a forma a troca corretiva foi drasticamente reduzida e o custo com substituição de rodas buggies foi reduzido em 58%.

· Desgaste das facas das retomadoras

Em 24 meses foram trocadas 217 facas, com um tempo médio de funcionamento de 45 dias. Após testes e alteração dos fornecedores o tempo passou de 45 dias para 140 dias. A figura 8 mostra as facas.

· Quebra dos tirantes
Os tirantes responsáveis pela fixação do cabo de aço de movimentação do trolley (conjunto de dois rodas de caçambas) apresentava constante quebras, este modo de falha aconteceu oito vezes desde o início de operação das máquinas. Para eliminação deste problema foi elaborado um novo projeto e realizado o correto dimensionamento. A figura 9 mostra o tirante.

· Quebra da carcaça do redutor das rodas de caçambas
Houve a quebra da carcaça de três redutores das rodas de caçambas, foi realizado uma análise de falha e detectado problemas de manutenção. Foi então implementado as medidas de controle e a falha não voltou a acontecer. O custo de cada carcaça era de R$ 40.000 mais a perda de produção do equipamento, na figura 10 é mostrado o redutor.

· Controle de desalinhamento entre translação esquerda e direita
Foi identificado excesso de desalinhamentos nos modos de operação automático e manual. Foi desenvolvido um controlador automático proporcional integral para realizar controle de velocidade do lado fixo da máquina, revisada e adequada a lógica para controle de avanço e desalinhamento da máquina e eliminada a zona morta dos sensores de desalinhamento. A figura 11 mostra o sistema de controle de desalinhamento da retomadora e as respectivas translações esquerda e direita.

Com a implementação desta melhoria foi possível obter os seguintes resultados:
 Eliminação de paradas da máquina por desalinhamento;
 Redução no tempo de transferência de máquinas;
 Aumento da disponibilidade;
 Impedimento da operação da máquina desalinhada.
· Upgrade de CPU
Devido a baixa memória disponível para a realização de alterações no programa de CLP, era necessário realizar parada da máquina para implementar as modificações.

Foram atualizados Firmwares e substituída CPU do CLP do modelo 651-60 pela 652-60 e realizado Download Full do programa. A figura 12 mostra a nova CPU.

Com a implementação desta melhoria foi possível eliminar a necessidade de parada da máquina a cada modificação da lógica que fosse necessária;

· Operação da retomadora sem operador na cabine

Observando-se a dificuldade dos operadores para operar o circuito de Retomada em alguns momentos devido à falta de informações e/ou necessidade de troca constante de telas, foram inseridas as seguintes indicações e comandos na tela da Retomada: Controle de Pause via Sala de Controle para as Retomadoras, indicação de média de nível, somatório da taxa de saída de todas as linhas em funcionamento, número de linhas funcionando das Classificações e distância entre retomadoras, indicação e comando para o AC209A. Todos os alarmes e algumas operações das retomadoras também foram colocados na sala de controle central.

Com a implementação desta melhoria foi possível obter os seguintes resultados:

 Operação das retomadoras através de uma sala de controle central, não havendo a necessidade de um operador na cabine da retomadora durante todo o período de operação da retomadora.

· Criação de telas das retomadoras no PI-ProcessBook

Realizado o desenvolvimento e criação de telas para acompanhamento das informações das retomadoras 26-RT-202 e 26-RT-203 no PI-ProcessBook. As telas contemplam informações de corrente e velocidade dos inversores da translação, enrolador de cabos, roda de caçambas 01 e 02 e do trolley. Contempla também os dados de Setpoint de passo e taxa, balança virtual, alimentação da usina via 26-TC-23, posição da translação 01 e 02, identificação do pátio em que a máquina está retomando, informações do bero, sentido do trolley, distância entre as duas retomadoras, ângulo de alinhamento e estado dos transportadores 26-TC-21/26-TC-22, estado dos motores da translação e do enrolador de cabos e gráficos das informações principais nas últimas oito horas. A criação das telas permitiu o acompanhamento online das informações das retomadoras 26-RT-202 e 26-RT-203 via acesso PI-ProcessBook. A figura 13 mostra a tela do PIMS implementada.

Com a implementação desta melhoria foi possível ter histórico de todas as variáveis da máquina no PIMS (Plant Information Management System), permitindo a análise de falhas eficazes e estudos de processo assertivos.

Após a implementação de todas as melhorias descritas anteriormente foi possível elevar a disponibilidade das retomadoras, conforme mostrado na figura 14 e 15.

5. CONCLUSÃO
Através da implementação das melhorias descritas acima foi possível a elevação da performance das retomadoras com o aumento da disponibilidade de forma sustentável, alcançando-se a taxa nominal das máquinas com a melhor disponibilidade desde o start up. Este trabalho também gerou outros ganhos além do aumento de produção que foi a redução de custos de operação, consumo de recursos não renováveis e aumento da segurança pessoal dos empregados.

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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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