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Type: Dissertação de Mestrado
Title: Especiação de cianeto para redução do consumo no circuito de lixiviação de calcinado da usina do Queiróz
Authors: Walter de Moura
First Advisor: Virginia Sampaio Teixeira Ciminelli
First Referee: Armando Correa de Araujo
Second Referee: Versiane Albis Leao
Third Referee: Willer Hudson Pós
Abstract: A usina do Queiroz, localizada na cidade de Nova Lima, no estado de Minas Gerais, trata o minério semi refratário da mina Cuiabá com teor de ouro em torno de 7 g/t. O minério é moído e flotado para produzir um concentrado de pirita com teor de ouro da ordem de 30 g/t. A quantidade de concentrado gerado depende do teor de enxofre, que varia de 3 a 9% no minério. Este concentrado é ustulado para liberar o ouro ocluso na pirita e quando a quantidade de concentrado produzido é maior do que a capacidade do ustulador este é classificado por ciclonagem. A fração grossa do cyclone alimenta o ustulador e os finos, que contém pirita e pirrotita, vão diretamente para a lixiviação. O ouro é recuperado por cianetação de uma mistura de calcinado, produzido no ustulador, e dos finos do concentrado de sulfetos. Devido à presença de quantidade significativa de sulfetos no material, O consumo de cianeto é elevado - da ordem de 2,5kg/t - para oxidados, o que resulta em um custo aproximado de US$ 300.000/ano. Uma investigação foi feita para a redução desse consumo. Os resultados mostraram que o cianeto é consumido através da formação de cianocomplexos metálicos (cerca de 50% do cianeto total da saída da cianetação), principalmente de zinco e de cobre, e da formação de tiocianato (cerca de 31%). Conforme demonstrado em ensaios de laboratório, a presença de cianeto de zinco, este metal proveniente do minério, mostrou-se pouco deletéria à cianetação, uma vez que o complexo atua com lixiviante do ouro. A perda irreversível de cianeto devida à formação de tiocianato é atribuída à presença de by-pass de finos de sulfetos para os tanques de lixiviação. Para o minério de Cuiabá, a adição de nitrato de chumbo não se mostrou eficaz para a redução da formação de tiocianato ou do consumo de cianeto. Os resultados mostraram que se aumentando o tempo de pré-lime para 10 a 16 horas e a adição de cal para 10 a 13 kg/t, é possível se reduzir o consumo de cianeto entre 22 a 45%, dependendo do minério tratado. Este resultado foi associado à redução da formação de cianocomplexos metálicos e implica em uma economia da ordem de US$ 15.000 a US$ 63.000/ano (5-20% do gasto anual com cianeto). Maiores reduções poderiam ser obtidas com a eliminação da lixiviação direta de sulfetos e do uso do ativador sulfato de cobre na flotação.
Abstract: Queiróz Plant, located in Nova Lima City, Minas Gerais State, Brazil, treats a semi refractory gold ore of approximately 7 g/t of gold from the Cuiabá Mine. The ore is milled, 30% of the gold is recovered by gravity concentration, and floated to produce a pyrite flotation concentrate with a gold grade around 30 g/t. The final tonnage of concentrate depends on the sulfur grade, which varies from 3 to 9% in the ore. The concentrate is roasted to liberate the gold locked in pyrite. When the amount of concentrate produced is higher than the roaster capacity it is sent to cycloning. The underflow goes directly to roasting and the overflow, which contains pyrite and some pyrrhotite, goes directly to the leaching circuit. The gold of these fines are recovered by cyanidation in a blending with the calcine produced in the roaster. The cyanide consumption is high, approx. 2.5kg/t of calcine, costing about US$ 300.000/year. Aninvestigation was carried out to reduce cyanide consumption in this circuit. The results showed that cyanide is consumed metal cyanocomplexes (50% of the cyanide consumed), mainly zinc and copper, and thiocyanide formation (31%). As demonstrated in laboratory, the presence of the zinc cyanocomplex is not deleterious to cyanidation, since the complex is an effective leaching reagent for gold. The irreversible loss of cyanide as thiocyanide is associated to the by-pass of the sulfide fines directly to the leaching circuits. Addition of lead nitrate did not reduce either the thiocyanide formation neither the cyanide consumption. The results also showed that increasing the pre-lime time to the range of 10 to 16 hours and increasing the lime addition in the pré-lime to the range of 10 to 13 kg/t of calcine, it is possible to reducethe cyanide consumption between 22 to 45%. This result was correlated to the reduction of cyanocomplexes formation and implied in operational savings between US$ 15,000 to US$ 63,000/year (5 - 20% of the total costs with cyanide). Further savings would require the elimination of both situations: fresh sulfides by-pass the roaster and copper sulfate addition in the flotation circuit.
Subject: Engenharia metalúrgica
Hidrometalurgia
Lixiviação
language: Português
Publisher: Universidade Federal de Minas Gerais
Publisher Initials: UFMG
Rights: Acesso Aberto
URI: http://hdl.handle.net/1843/BUOS-8DJHXK
Issue Date: 14-Jan-2005
Appears in Collections:Dissertações de Mestrado

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