Avaliação do Circuito de Lixiviação da Jacobina Mineração e Comércio Jonei 2008

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Avaliação do Circuito de Lixiviação 
da Jacobina Mineração e Comércio 
 
 
 
 
 
 
Jonei Marques da Costa 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Salvador - Bahia – Brasil 
2008 
 
 
 
 
 
 
 
Avaliação do Circuito de Lixiviação da 
Jacobina Mineração e Comércio 
 
 
Jonei Marques da Costa 
 
 
 
 
 Orientador: Luiz Rogério Pinho de Andrade Lima 
 
 
 
 
Trabalho Monográfico apresentado 
para Obtenção do Titulo de Bacharel 
em Engenharia de Minas. 
 
 
 
 
 
Salvador - Bahia – Brasil 
2008 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Professor Orientador: Professor Luiz Rogério P. de Andrade Lima 
 
 
Banca Examinadora: 
 Luiz Rogério P. de Andrade Lima 
 José Baptista de O. Júnior 
 Laelson Dourado Ribeiro 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Salvador 2008 
 
 
 
 
 
 
 
Sumário 
 
Resumo i 
Índice de Figuras ii 
Índice de Tabelas iii 
1.0 INTRODUÇÃO 1 
1.1 Hidrometalurgia do Ouro 2 
1.1.1 CINÉTICA DE LIXIVIAÇÃO 8 
1.1.2 COMPORTAMENTO DE PIRITA E PIROTITA NA 
CIANETAÇÃO 9 
1.1.3 CIRCUITO DE ADSORÇÃO 10 
1.2 A Planta Metalúrgica 12 
2.0 OBJETIVOS 18 
3.0 JUSTIFICATIVA 18 
4.0 METODOLOGIAS 19 
4.1 Metodologia para Avaliação com Dados do Circuito 19 
5.0 Avaliação do Circuito de Lixiviação 22 
5.1 Avaliação dos Dados de Laboratório 26 
5.1.1 AVALIAÇÃO DOS ENSAIOS DO REJEITO 27 
5.1.2 AVALIAÇÃO DOS ENSAIOS DA ALIMENTAÇÃO 30 
6.0 CONCLUSÕES 33 
7.0 BIBLIOGRAFIA 35 
ANEXOS 37 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Resumo 
 
 
Este trabalho teve como objetivo avaliar o circuito de lixiviação bem como propor 
melhorias de processo. Avaliação do circuito foi feita com base nos dados dos quinze 
primeiros dias dos meses de janeiro a maio de 2008 e em ensaios de lixiviação 
conduzidos no laboratório da própria empresa. Os resultados mostraram que é possível 
melhorar o circuito de lixiviação, reduzindo o transbordamento de polpa pelas chicanas 
de alimentação dos tanques de lixiviação, bem como reduzir o valor de controle de 
cianeto livre no tanque de lixiviação de referencia de 300 para 250ppm, sem perdas de 
recuperação significativa. Foi possível também sugerir mudanças na rota de processo 
para eliminar diluição da polpa e assim otimizar as reações de lixiviação. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Índice de Figuras 
 
 
Figura 1 - Localização da Cidade de Jacobina 1 
Figura 2 – Evolução na Produção de Ouro e Prata. 2 
Figura 3 - Diagrama Eh (V)-pH para Au-CN-H2O 4 
Figura 4 – Esquema do Mecanismo de Reação Eletroquímica de Dissolução de Ouro 5 
Figura 5 – Diagrama de distribuição de espécie para o sistema H2O-CN 6 
Figura 6 – Diagrama Eh (V)-pH para H2O-CN 6 
Figura 7 – Diagrama Eh-pH para o sistema Fe-CN-H2O a 25ºC 10 
Figura 8 – Micrografia de carvão ativado (www.norit.com) 11 
Figura 9 – Fluxograma da Metalurgia 13 
Figura 10 – Britador Primário METSO C140 14 
Figura 11 – Peneiramento da Britagem Secundária 14 
Figura 12 – Britador Secundário e Terciário 15 
Figura 13 – Peneira Banana para Britagem Terciária 15 
Figura 14 – Hidrociclones de Deslamagem 16 
Figura 15 – Foto do Espessador 17 
Figura 16 – Foto do Circuito de Lixiviação 17 
Figura 17 – Perfil de Au no Mês de Fevereiro 23 
Figura 18 – Perfil de Au no Mês de Março 23 
Figura 19 – Perfil de Au no Mês de Abril 23 
Figura 20 – Perfil de Au no Mês de Maio 24 
Figura 21 – Perfil de Au no Mês de Junho 24 
Figura 22- Recuperação por etapa do circuito 25 
Figura 23 – Avaliação Granulo-Química 27 
Figura 24 – Ensaio de Lixiviação do Rejeito com Adição de 300ppm de NaCN e 40% 
de sólidos 
28 
Figura 25 – Recuperação de Ouro na Lixiviação do Rejeito com acréscimo de 300ppm 
de NaCN e 40% de sólido 
29 
Figura 26 – Recuperação de Ouro na Lixiviação do Rejeito com acréscimo de 0ppm 
de NaCN e 40% de sólido 
30 
Figura 27 – Recuperação de Ouro na Lixiviação do Rejeito com acréscimo de 300ppm 
de NaCN e 40% de sólido 
30 
Figura 29 – Lixiviação da Alimentação – 100ppm de NaCN e 50% de sólidos 32 
Figura 30 – Lixiviação da Alimentação – 200ppm de NaCN e 50% de sólidos 32 
Figura 31 – Nova configuração do circuito de lixiviação 33 
Figura A1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Janeiro 37 
Figura A2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Janeiro 38 
Figura B1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Fevereiro 39 
Figura B2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Fevereiro 40 
Figura C1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Março 41 
Figura C2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Março 42 
Figura D1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Abril 43 
Figura D2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Abril 44 
Figura E1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Maio 45 
Figura E2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Maio 46 
 
 
 
 
 
 
 
 
Índice de Tabelas 
 
 
Tabela 1 – Variáveis dos Experimentos 20 
Tabela 2 – Recuperação por etapa do circuito 25 
Tabela 3 - Relação na Concentração CN/Au 26 
Tabela 4 - Avaliação Granulo-Química 27 
Tabela 5 – Dados do ensaio de lixiviação do rejeito com adição de 300ppm de NaCN e 
40% de sólidos 
28 
Tabela 6 – Dados do ensaio de lixiviação do rejeito com adição de 0ppm de NaCN 30 
Tabela 7 – Dada dos Ensaios de Lixiviação da Alimentação do Circuito a 50% de 
sólidos 
31 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
1.0 INTRODUÇÃO 
 
Este trabalho foi desenvolvido na Usina da Jacobina Mineração e Comércio 
Ltda, da empresa canadense, Yamana Gold, na cidade de Jacobina-Ba, que esta 
localizada nas proximidades do povoado de Itapicuru, 9 quilômetros da cidade de 
Jacobina e 358 quilômetros a noroeste de Salvador-Bahia (Figura 1). O ambiente de 
análise foi o circuito de lixiviação, sendo utilizados os dados referentes aos meses de 
Janeiro à Maio de 2008 e ensaios de bancada realizado na própria usina. 
Este trabalho teve como objetivo avaliar o circuito de lixiviação, na tentativa de 
propor melhorias de processo e operação, tais como, troca das chicanas de alimentação 
dos tanques de lixiviação e mudanças no circuito eliminando os pontos de diluição da 
polpa. 
Abordamos neste trabalho, estudo de revisão bibliográfica, dados operacionais 
de processo, dados dos ensaios de laboratório e sugestões de melhorias de processo e 
operação. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 1 - Localização da Cidade de Jacobina 
 
1.1 Hidrometalurgia do Ouro 
 
A Hidrometalurgia do ouro consiste fundamentalmente na extração de ouro 
contido em minérios pela sua dissolução seletiva e posterior recuperação. Sendo 
amplamente utilizados íons cianeto para lixiviação do ouro. 
Carl Wilhelm Scheele (1783) químico sueco, fez pela primeira vez a dissolução 
do ouro em solução de cianeto. Posteriormente, Elsner (1846) estudando a dissolução de 
ouro por solução de cianeto, notou que a presença de oxigênio influenciava na reação. A 
aplicação deste conhecimento, para extrair ouro, a partir dos seus minérios, foi proposta 
e patenteada muito mais tarde, na Inglaterrapor John Stewart MacArthur (1856-1920). 
Em 1887, este processo tornou-se conhecido como cianetação. Bodlander (1896) 
realizou a descoberta sobre o peróxido de hidrogênio, sugerindo, que este é um produto 
intermediário da reação de dissolução do ouro (Habashi, 2005). 
Com advento da cianetação a produção de ouro e prata aumentou 
consideravelmente. Evolução na produção de ouro e prata ao longo dos anos (Habashi, 
2005) figura 2. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
O Cianeto de sódio é um sólido branco tóxico, que pode se apresentar na forma de 
briquetes, granulado, solução ou em pó. É muito estável quando seco e quando úmido 
 
 
Fonte: HABASHI, 2005 
 Figura 2 – Evolução na Produção de Ouro e Prata. 
 
decompõe-se lentamente, liberando gases de amoníaco e ácido cianídrico. Quando 
aquecido, reage violentamente com fortes agentes oxidantes. Em contato com 
substâncias ácidas, libera uma grande quantidade de gás, HCN, que é invisível e 
apresenta leve odor amendoado, inflamável e altamente tóxico. A decomposição de 
NaCN em HCN varia com o pH. 
Teoricamente, a carga negativa pode ser deslocada para o carbono ou para o 
nitrogênio (Lorosch, 2001, citado por Moura, 2005). No entanto, no processo de 
lixiviação do ouro, a carga negativa, se localiza exclusivamente no átomo de carbono. A 
proporção relativa entre estas duas fases depende do pH da solução. A reação entre os 
íons cianeto e água é expressa por: 
HCNCNH =+ −+
 (1) 
ou 
HOHCNOHHCN +=+ −−
 (2) 
A qualquer valor particular do pH e temperatura, o equilíbrio do sistema indicado em 2, 
bem como, a solubilidade relativa entre as espécies químicas, pode ser determinada com 
base em: 
[ ][ ]
[ ]
1010.03,2 −
−+
==
HCN
CNHKa (3) 
 
Desde 1783, é conhecida a solubilidade do ouro em soluções de cianeto. No 
entanto, somente veio a ser objeto de maiores estudos a partir de meados do século 
passado por vários cientistas. A lixiviação de ouro por cianeto foi considerada mistério 
por um longo período, pois, como um metal nobre como o ouro, que não reage com o 
oxigênio e somente é solúvel em água-régia, era perfeitamente solúvel em solução de 
cianeto? 
Os trabalhos de Elsner e posteriormente, estudos realizados por Bodlander, 
sugeriram que a dissolução de ouro por cianeto é realizada em duas etapas 
(Habashi,1970): 
22222 22)(2242 OHNaOHCNNaAuOHONaCNAu ++→+++ (4) 
NaOHCNNaAuOHNaCNAu 2)(242 222 +→++ (5) 
 Boonstra (1943) definiu que a dissolução do ouro é um processo de corrosão, sendo 
definido pelas seguintes etapas: 
 
−−
−+
−+
−−
−−
→+
→+
+→
→+
+→++
2
22
2222
)(
22
222
CNAuCNAuCN
AuCNCNAu
eAuAu
OHeOH
OHOHeOHO
 (6) 
Habashi (1961) em seus estudos concluiu que a dissolução do ouro é uma reação 
heterogênea, controlada por difusão através da camada limite de Nernst, a reação global 
é: 
22222 2)(2242 OHNaOHCNNaAuOHONaCNAu ++→+++ (7) 
A figura 3 mostra o diagrama de estabilidade para o sistema Au-CN-H2O, onde é 
possível perceber que na presença de cianeto livre a formação do complexo −2)(CNAu 
se faz em todas as faixas de pH. Entretanto, em pH ácido, não haverá cianeto livre 
disponível para reação, visto que, nesta faixa de pH o −CN se degrada em HCN , figura 
5. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
O mecanismo de dissolução do ouro por cianeto é eletroquímico. O oxigênio 
molecular consome elétrons em excesso da parte catódica do metal, enquanto o metal 
cede os mesmos elétrons na zona anódica. Duas reações ocorrem simultaneamente: 
1- Uma reação de oxidação, com a forma de íons complexos de ouro e cianeto; 
2- Uma reação de redução envolvendo o oxigênio. 
 
Fonte: CIMINELLI ET et all, 2002 
Figura 3 - Diagrama Eh (V)-pH para Au-CN-H2O, a 25ºC 
 
O processo de dissolução de ouro por cianeto depende diretamente das 
concentrações de oxigênio e cianeto em solução, a figura 4 mostra esquematicamente o 
processo eletroquímico de dissolução do ouro. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
A condição de pH teórica ideal para a cinética da reação de dissolução do ouro 
por cianeto, se situa em torno de 9, mas este valor pode ser afetado por outros fatores 
(Habashi 1970). Industrialmente, o pH costuma ser mantido na faixa de 10,5 a 11 
(Ciminelli & Gomes, 2002) para que não ocorra a liberação de ácido cianídrico da 
solução. A figura 5 mostra o diagrama de estabilidade do cianeto em função do pH. Para 
pH em torno de 9 há um equilíbrio de espécies químicas presente na solução. Quando o 
pH aumenta ocorre uma redução na concentração de gás cianídrico (HCN) presente, 
mas isso também pode variar bastante, em função de características específicas do 
minério ou do processo industrial em questão. 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4 – Esquema do Mecanismo de Reação Eletroquímica de Dissolução de Ouro 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
A figura 6 mostra que o cianeto não é estável em solução aquosa areada, sendo a 
oxidação do cianeto espontânea, entretanto, esta oxidação se faz de maneira lenta, 
proporcionando cianeto livre para lixiviação de ouro. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fonte: CIMINELLI ET all, 2002 
Figura 5 – Diagrama de distribuição de espécie para o sistema H2O-CN, a 25ºC 
 
Fonte: CIMINELLI ET all, 2002 
Figura 6 – Diagrama Eh (V)-pH para H2O-CN, a 25ºC 
 
 
O consumo de cianeto é uma fonte considerável de custo para metalurgia, e seu 
uso deve ser reduzido por motivos de segurança ocupacional, segurança ambiental e por 
motivos econômicos. Na Jacobina Mineração e Comércio o controle de cianeto é feito a 
partir do primeiro tanque do circuito de lixiviação e avaliado durante todo o dia em 
todos os tanques. O valor de referência é 300ppm de cianeto livre no primeiro tanque de 
lixiviação. 
Uma vez em contato com o minério, o cianeto pode formar uma grande 
variedade de complexos metálicos com diferentes estabilidades. Cada minério de ouro 
se comporta de maneira particular frente ao processo de lixiviação, devido à sua 
composição mineralógica. Composição mineralógica diferente exige concentrações 
distintas de cianeto livre, e distribuição granulométrica diferente para uma adequada 
lixiviação do ouro. 
Uma avaliação precisa das rotas de consumo de cianeto, por reações paralelas ao 
processo de lixiviação de ouro, pode determinar como o cianeto esta sendo consumido 
no circuito de lixiviação. Estas reações são variáveis ao longo do circuito em função da 
concentração de cianeto livre, tempo de residência e concentração de contaminantes. As 
variáveis que podem ser manipuladas para reduzir o consumo de cianeto, podem ser o 
pH, a concentração de sólido nos reatores e dissolução de oxigênio na polpa. Com as 
informações sobre como o cianeto é consumido durante o circuito de lixiviação, é 
possível determinar estratégias para reduzir o consumo de cianeto, que proporciona um 
ganho ambiental e econômico para a metalurgia. 
 
1.1.1 CINÉTICA DE LIXIVIAÇÃO 
 
A cinética química estuda a velocidade com que as reações ocorrem, no caso 
particular da lixiviação, o estudo da cinética pode fornecer informações úteis para o 
projeto e otimização sistemática do processo. (de Andrade Lima; Hodouin, 2005). 
Habashi (1970) sugere baseado nos mecanismos eletroquímicos, as seguintes 
equações para velocidade de dissolução de ouro em cianeto na presença de oxigênio: 
][][
]].[[
2
2
2
OkCNk
OCN
r
OCN
Au +
=−
−
−
−
 (8) 
 
onde: 
dt
Aud
r SAu
][
=−
 é a velocidade de dissolução doouro, [CN] e [O2] são 
respectivamente o cianeto livre e oxigênio dissolvido na fase líquida, kO2 e kCN são 
constantes que dependem da superfície do ouro livre, da difusão de oxigênio e cianeto e 
da espessura da cama limite. 
Brittan (1975) propôs a seguinte equação para descrever a cinética de cianetação 
de minério de ouro em temperatura ambiente: 
( )
∞
−=−
,
][][ SSAu AuAukr (9) 
Onde: 
( ) 2,1 ][][ kAuAuk SSek −− ∞=
 
Nicol et al. (1984) propôs uma equação cinética de segunda ordem para descrever a 
cianetação de ouro de um minério da África do Sul: 
( )2
,
][][
∞
−=− SSAu AuAukr (10) 
onde k é uma constante cinética. A limitação desta equação é que não leva em 
consideração a concentração de reagentes nem a dimensão das partículas. 
Recentemente, de Andrade Lima e Hodouin (de Andrade Lima; Hodouin, 2005), 
propuseram uma nova equação que leva em consideração o tamanho médio das 
partículas de minério: 
( )
_
21
2, ][][][][
θ
βα
dkkk
OCNAuAukr
AuAuAu
y
SSAuAu
−=
−=−
−
∞
 (11) 
onde 
_
d é o diâmetro médio das partículas do minério, [Au]S é a concentração de ouro 
na fase sólida na faixa granulométrica, kAu é a constante cinética global, ∞,][ SAu é a 
concentração residual de ouro na fase sólida na faixa granulométrica, [NC] é a 
concentração de cianeto livre, [O2], é a concentração de oxigênio, α, β e y são as ordens 
de reação para reagente, kAu1, kAu2 e θ são constantes. A ordem de reação para cinética 
de lixiviação do ouro é 2. 
O consumo de cianeto é uma função variável com a temperatura, com as 
concentrações de oxigênio dissolvido e cianeto livre, e de compostos que reagem com o 
cianeto: 
 
_
2
1
][
−
−
−
−−
−
=
=−
−
CN
CN
CN
CNCN
kd
k
k
CNkr
ϕ
η
 (12) 
 
Onde: kCN é que a taxa global é uma constante função do diâmetro médio do minério de 
partículas, kCN1, kCN2 e φ são parâmetros a serem estimados, [CN] é a concentração de 
cianeto livre e η é a ordem da reação. Para cinética do consumo de cianeto livre a ordem 
da reação é 3. 
 
1.1.2 COMPORTAMENTO DE PIRITA E PIROTITA NA CIANETAÇÃO 
 
Nas minas da Jacobina Mineração e Comércio, grande parte do ouro encontra-se 
livre, na forma nativa, e uma pequena fração do ouro esta aprisionado, na forma de 
pirita e pirotita. A pirotita )( )1( +nnSFe reage com o cianeto. A equação que descreve o 
processo de lixiviação da pirotita pelo cianeto é: 
−
−
+ +=+ )()()1( aqsaqnn SCNnFeSCNSFe (13) 
A oxidação e complexação de sulfeto de ferro por oxigênio e íons cianeto, 
reduzem estes complexos a sulfato e a íons ferrocianeto, de acordo: 
)(42)(46)(2)( ])([62 aqaqaqaqs SOCNFeCNOFeS −−− +=++ (14) 
Esta reação consome uma grande quantidade de cianeto e para se reduzir o consumo é 
necessário a utilização de um processo chamado de “pré-aeração”, onde a polpa fica em 
contato direto com ar sem adição de cianeto, a reação que ocorre é: 
)()(
2
4)(62)(2)( 84)(4109 aqaqsaqs HSOOHFeOHOFeS +− ++=++ (15) 
Onde o ferro liberado tem origem da oxidação da pirotita, que é precipitado como 
hidróxido, formando uma camada de passivação sobre a superfície do mineral, inibindo 
mais sua oxidação. Entretanto, na JMC, não há pré–aeração, pois a quantidade de pirita 
e pirotita são muito pequenas (Informações verbais do setor de geologia). Entretanto, 
promove um consumo elevado de cianeto, pois a formação de complexos ferrosos com 
cianeto, esta na faixa operacional de pH da metalurgia. A figura 7 mostra o diagrama de 
 
Eh-pH para fase Fe-CN-H2O, onde é possível verificar que pH 10,5 e Eh entre -1,5 e 
0,5, há predominância de 46)( −CNFe em solução. 
Um comportamento interessante da pirita é a sua capacidade de adsorção de 
ouro em sua superfície, no entanto, se houver cianeto livre, a taxa de adsorção diminui e 
tende à zero, com a presença de carvão ativado o ouro tende a se adsorver sobre a 
superfície do carvão. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
1.1.4 CIRCUITO DE ADSORÇÃO 
 
Carvão ativado é um material de carbono adsorvente com alta porosidade interna e 
conseqüentemente apresenta grande área superficial interna. Comercialmente o carvão 
ativado possui superfície interna de 500 até 1500 m²/g (www.norit.com). 
Existem dois grandes grupos de produtos: 
• Carvão ativado em pó - tamanho da partícula 1-150 mícron; 
• Carvão ativado granular - (granulada ou extrusada), o tamanho da partícula no 
intervalo 0,5-4 milímetros. 
Um bom carvão ativado tem uma série de características únicas, como: a grande 
superfície interna, propriedades químicas de superfície e boa acessibilidade interna dos 
poros. 
 
Fonte: CIMINELLI ET all, 2002 
Figura 7 – Diagrama Eh-pH para o sistema Fe-CN-H2O a 25ºC 
 
Existem três grupos de porosidade em um carvão ativado, a figura 8 mostra uma 
seqüência de ampliações em um grão de carvão ativado: 
• Macroporos (acima de 50 nm de diâmetro); 
• Mesoporos (2-50 nm de diâmetro); 
• Microporos (menos de 2 nm de diâmetro). 
 
 
 
 
 
 
Na Jacobina Mineração e Comércio, o circuito de carvão ativado serve para reter 
o ouro dissolvido na solução. O carvão rico em ouro, aproximadamente 2000ppm, é 
enviado para dessorção. A combinação com íons, pode ser explicada pela distância 
entre os nitrogênios da molécula de cianato de ouro, que é de aproximadamente 
0,660nm (nanômetro). Esta distância é possivelmente igual ao espaço c-axial da 
molécula de grafita (0,669nm) (www.norit.com). Este mecanismo, também pode 
explicar a seletividade do carvão ativado para complexos de cianato de ouro, de prata, 
de mercúrio e cobre, que têm similar dimensões. A absorção preferencial é: 
−−− >>> 2222 )()()()( CNCuCNAgCNHgCNAu (16) 
O aumento do número de cianetos ligantes na estrutura da molécula muda a 
distância linear entre os nitrogênios da molécula, mudando assim, a capacidade de 
absorção pelo carvão ativado. Sendo a capacidade de absorção pelo carvão ativado 
reduzida à medida que há aumento da molécula. 
4
6
2
4
2
32 )()()()( −−−− >>>> CNFeCNZnCNCuCNAu (17) 
No processo subseqüente, a eluição, o carvão é previamente lavado com ácido, 
para remover complexos metálicos de menor estabilidade, este processo é chamado de 
Lavagem Ácida. 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 8 – Micrografia de carvão ativado (www.norit.com) 
 
1.2 A Planta Metalúrgica 
 
A Metalurgia da Jacobina Mineração e Comércio esta passando por varias 
mudanças com o processo de expansão para permitir uma produção de 10000 t/mês. 
Este processo de expansão é dividido em três etapas seguindo até 2010 com metas de 
produções otimistas. 
Em linhas gerais, o processo segue o fluxograma indicado na figura 9, para 
produção de 4000 t/dia, sendo estendida para 6000t/dia até julho e em dezembro de 
2009 produção de 10000t/dia. 
Atualmente o minério proveniente das minas de João Belo, Morro dos Ventos, 
Basal e Canavieira, alimenta o britador primário C140 da METSO (Figura 10). O 
produto da britagem primária segue a uma pilha pulmão, o minério da pilha pulmão é 
retomado para uma série de peneiras (Figura 11) com dois jogos de telas cada (Decks) o 
primeiro deck com abertura de 100mm e o segundo deck com 25mm. O retido alimenta 
dois britadores HP500 (Figura 12) com “câmara de médio”, o produto destes britadores 
alimenta duas peneiras “banana” (Figura 13) de dois decks cada, o primeiro deck tem 
abertura de 20mm e o segundo deck com abertura de 13mm, o retido nestas peneiras, 
alimenta os britadores terciários HP500 com “câmara de finos”, o produto destes 
britadores, retorna às peneiras-bananas, e o circuito de britagem terciária opera em 
circuito fechado. O produto do circuito de britagem possui 80% passante em 10mm,que 
alimenta os silos dos moinhos. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Silos 
Cw = 40% sólidos 
Etapa 3 
Britagem e Moagem 
2
3
4
1
Cw = 30% 
sólidos
Cw = 60% 
sólidos
Lixiviação
 
 
 
Lixiviação e CIP 
 
 
Rejeito
Barragem de 
Rejeitos
Ciclonagem
PA 06 PA 5
PA 01TQ 03TQ 04
TQ 31
TQ 32
TQ 30 TQ 33
Esessador
CIP
TQ 05
CIP
TQ 06
CIP
TQ 09
CIP
TQ 08
CIP
TQ 10
CIP
TQ 07
 
 Figura 9 – Fluxograma da Metalurgia 
Britagem 
Primária 
Britagem 
Secundária 
Britagem 
Terciária 
Lixiviação 
Fundição 
Cw = 6% sólidos 
Cw = 60% sólidos 
Etapa 1 
PA1 
PA2 
PA3 
PA4 
PA5 
Etapa 4 
Cw = 40% sólidos 
Etapa 2 
Cw = 40% sólidos 
Pulmão 
Água de 
processo 
Água de 
processo 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fonte: JMC, 2008 
Figura 10 – Britador Primário METSO C140 
 
 
 
Fonte: JMC, 2008 
Figura 11 – Peneiramento da Britagem Secundária 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
O circuito de moagem é composto por dois moinhos de bolas operando em 
circuito fechado com hidrociclones, a caixa de descarga dos moinhos alimenta o 
hidrociclone e o circuito de concentração gravimétrica. O overflow dos hidrociclones 
alimenta o circuito de lixiviação e o underflow retorna ao moinho como carga 
circulante. 
 
 
Fonte: JMC, 2008 
Figura 12 – Britador Secundário e Terciário 
 
 
 
Fonte: JMC, 2008 
Figura 13 – Peneira Banana para Britagem Terciária 
 
 
A polpa proveniente do circuito de moagem alimenta duas peneiras lineares da 
DELKOR com malha da ITALA de poliéster com dimensões de 2,5 x 1,5 m e malha de 
0,6 x 0,6 mm, tendo como objetivo, remover os detritos da polpa. O passante pela malha 
desta peneira, escoa para um tanque de armazenamento, deste tanque, a polpa é 
bombeada para bateria de hidrociclones (Figura 14) onde ocorre a deslamagem da 
polpa. A polpa do “underflow” recebe cianeto e escoa para o primeiro tanque de 
lixiviação com 60% de sólidos e o “overflow” com 6% de sólidos a uma fração 
granulométrica de 70% abaixo de 200# é encaminhado para o espessador. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
No espessador ocorre à recuperação de água do processo (Figura 15). 
Adicionando sulfato de alumínio como floculante a uma vazão de 3 L/h, o “underflow” 
do espessador com 25% de sólido, retorna ao tanque pulmão e o overflow segue para 
água de processo. 
O underflow da bateria de hidrociclone (60% de sólidos) alimenta os cinco 
tanques de lixiviação que possuem agitação por injeção de ar, popularmente conhecido 
com tanque pachuca. Após o último tanque, a polpa escoa para uma caixa de 
distribuição onde ocorre a diluição da polpa, que passa de 60% para 40% de sólidos, 
que alimenta quatro tanques com agitação mecânica. No último tanque agitado 
mecanicamente, a polpa é bombeada para mais quatro tanques com agitação por injeção 
de ar, figura 16. 
 Após a lixiviação, a polpa escoa para o circuito de adsorção em carvão ativado, 
onde tanques com carvão ativado e uma tela metálica chamada de kambaldas, mantém o 
carvão ativado dentro do tanque para adsorver o ouro em solução. Após saturação do 
carvão ativado por ouro, (2000ppm), este é bombeado para o processo de dessorção. 
 
 
Fonte: JMC, 2008 
Figura 14 – Hidrociclones de Deslamagem 
 
 
Ao final do circuito de adsorção, a polpa é bombeada para barragem de rejeito e 
a água retorna para o processo. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
2.0 OBJETIVOS 
 
 
Fonte: JMC, 2008 
Figura 15 – Foto do Espessador 
 
 
 
Fonte: JMC, 2008 
Figura 16 – Foto do Circuito de Lixiviação 
 
Tanque de lixiviação 
Tanque pachucas 
Hidrociclones 
 
 
Avaliar o circuito de lixiviação para identificar oportunidades de melhorias de 
processo, tais como: 
• Redução no consumo de cianeto; 
• Uso mais efetivo do cianeto utilizado; 
• Aumento na recuperação global; 
• Redução de custo de processo; 
• Mudanças na rota de lixiviação e melhorias na hidrodinâmica do 
circuito. 
 
3.0 JUSTIFICATIVA 
 
O consumo de cianeto de sódio (NaCN) no circuito de lixiviação da Jacobina 
Mineração e Comércio, esta em torno de 38.000 kg por mês, gerando um custo de 
aproximadamente R$ 106 mil mensal, portanto, um dos pontos “chave” para melhoria 
no processo, seria promover o uso adequado do cianeto. Um parâmetro importante para 
perfeita lixiviação, é o tempo que a polpa passa em contato direto com o cianeto (tempo 
de residência) bem como, a qualidade da agitação deste tanque. Foi verificado que o 
tempo de residência da polpa nos tanques de lixiviação é prejudicado devido a grandes 
volumes de transbordamento da polpa pelo sistema de alimentação (chicanas), 
decorrente da ausência de desnível em um grupo de tanques (TQ30 a TQ33) e ao 
pequeno volume das chicanas nas pachucas. 
Durante o circuito, há um ponto de diluição da polpa, como descrito 
anteriormente, este ponto de diluição pode não ser o mais adequado, visto que a diluição 
reduz a concentração de cianeto livre na polpa. 
 Com a expansão da capacidade de processamento da metalurgia é necessário 
gerar dados sobre os processos de lixiviação, avaliando o comportamento da usina para 
futuras comparações e ajustes de processo, tal avaliação, até o presente, não havia sido 
realizada. Sendo assim, faz-se necessário uma avaliação do circuito de lixiviação, 
atividade esta, desenvolvida neste trabalho. 
 
 
 
 
5.0 METODOLOGIAS 
 
Foram realizadas duas formas de avaliação, uma com dados de processo e a 
outra com dados de ensaios de lixiviação realizados em reatores descontínuos. 
 
 
4.1 Metodologia para Avaliação com Dados do Circuito 
 
Para os dados de processo foram coletadas a informações entre os meses de 
janeiro a maio, além de dados de inventário de ouro e avaliado como deve se comportar 
o circuito, que se referem às quantidades de cianeto consumidas em função dos teores 
de alimentação e teores de rejeito, bem como, o comportamento do ponto de diluição do 
circuito. Foi obtida uma relação entre o consumo de cianeto e os teores de ouro da 
alimentação para cada um dos dias analisados. Foi feito também, uma avaliação visual 
do circuito, onde foi constatado, aparentemente, um volume elevado de curto-circuito 
pelos tanques de lixiviação. 
Os dados de processo foram coletados ao inicio dos turnos (a cada 8 horas), onde 
um colaborador do processo, coleta as amostras em campo e as leva ao laboratório da 
própria metalurgia. O teor de ouro em solução é fornecido por um equipamento de 
absorção atômica, o qual é calibrado a cada bateria de amostras (a cada turno). A 
concentração de cianeto livre é obtida por titulação. Os teores de ouro em solução e de 
cianeto livre para cada dia, foram obtidos, por média simples dos valores de cada turno. 
E os teores de ouro da alimentação foram obtidos por amostragem sistemática no 
minério que alimenta os moinhos. Os dados do perfil de ouro no minério foram obtidos 
a cada inicio de mês, a partirde uma amostragem feita em cada ponto do circuito, as 
análises para ouro no minério foram realizadas no laboratório da SGS LAKEFILD. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
4.2 METODOLOGIA PARA ENSAIOS DE LABORATÓRIO 
 
Os ensaios de laboratórios consistiram num estudo de lixiviação da polpa que 
alimenta o circuito, realizado em reator descontinuo. Na ausência de um reator 
específico para este fim, foi construído na própria empresa um reator de similar função. 
Os ensaios foram realizados a partir da coleta de amostra da alimentação do 
circuito e conduzidos ao laboratório, onde foram colocadas as amostras no reator e 
agitadas por 26 horas. Durante este processo, foram coletadas amostras sistemáticas 
para análise de ouro lixiviado, cianeto livre e pH, sendo que o teor de NaCN foi 
mantido constante. A tabela 01 informa as variáveis do processo. Ao final de cada 
ensaio foi levado para o laboratório da SGS LAKEFILD amostra de sólido para 
avaliação de ouro não lixiviado. 
Tabela 1 – Variáveis dos Experimentos 
Percentual de sólido (%) Teor de CN- (ppm) 
50 200 
50 100 
 
Os ensaios foram feitos em reator cilíndrico de 20L (garrafas de 20L de 
poliuretano), devidamente preparado para este fim. 
Foi realizado também, ensaios de lixiviação com a polpa proveniente do rejeito, 
para avaliar a viabilidade econômica e técnica de continuar a lixiviação da polpa. Para 
tanto, foram feitos ensaios variando o teor de cianeto (sem adição de mais cianeto e com 
300ppm de cianeto livre). 
Os passos seguidos foram: 
a. Coletar amostra e levar ao laboratório, se for polpa deve ser filtrada e lavada 
com água em pH 10,5. Deve-se realizar o quarteamento, e uma alíquota de 2 kg 
deve ser separada para a etapa posterior e uma alíquota pequena de cada alíquota 
a ser ensaiada deve ser levada para analise granulométrica e de teor de ouro. 
b. Separar uma alíquota de 2 kg de amostra seca para realizar o ensaio no reator. 
c. Preparar uma solução a 0,2% de hidróxido de sódio. (Em 2L de água destilada 
adicionar 4g de hidróxido de Sódio ou em 2L de água destilada adicionar 8mL 
de solução cáustica a 50%). 
 
d. Avaliar o pH da solução se estiver estabilizado em 10,5 deve-se prosseguir com 
o ensaio, caso contrário adicione solução de Hidróxido de Sódio a 2% ou 
adicione solução cáustica a 50% até atingir o pH desejado. 
e. Estando o pH corrigido, adicionar a concentração NaCN desejada, a 
concentração de NaCN deve ser mantida constante. 
f. Remover 30mL de solução a cada amostra. 
g. Realizar o teste por 30 horas. 
h. Para cada amostra foram feitas os seguintes ensaios: 
a. Ouro lixiviado (Au solúvel); 
b. Auro não lixiviado (Au insolúvel); 
c. Cianeto livre (NaCN). 
i. A análise granulométrica deve ser feita para seguintes peneiras: 
65# 100# 150# 200# 270# 325# 400# <400# 
 
j. O uso de EPI’s deve ser estritamente seguido: 
a. Capacete; 
b. Botas; 
c. Luva de borracha; 
d. Óculos; 
e. Mascara facial “Panorama Nova RA”; 
f. Protetor auricular. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
5.0 AVALIAÇÃO DO CIRCUITO DE LIXIVIAÇÃO 
 
Foi realizado avaliação do perfil de ouro na fase sólida e na fase líquida para os 
meses de fevereiro, abril, maio e junho. Foi avaliada também, a recuperação para cada 
etapa do circuito, estas etapas, foram divididas em função a homogeneidade das 
características do circuito. Sendo: 
1. Primeira etapa: cinco tanques pachucas com agitação por ar injetado. 
Volume de cada tanque 200m³. Recebe polpa do underflow da bateria de 
hidrociclone de deslamagem com percentual de sólido de 
aproximadamente 60%, é dosado cianeto. 
2. Segunda etapa: quatro tanques com agitação mecânica. Volume de cada 
tanque 700m³ cada. Recebe polpa proveniente do underflow do 
espessador, onde é dosado cianeto o percentual de sólido fica em torno de 
25% e polpa proveniente da primeira etapa. No início desta etapa ocorre 
diluição da polpa, passando a 40%. 
3. Terceira etapa: cinco tanques pachucas com agitação por ar injetado. 
Volume de cada tanque 200m³. Estes recebem polpa proveniente da 
segunda etapa com 40% de sólido. 
4. Quarta etapa: circuito de adsorção. São seis tanques com agitação 
mecânica e injeção de ar. Estes tanques estão equipados com kambaldas e 
recebe carvão ativado. O percentual de sólido deve ficar em trono de 
40%. 
Avaliando os perfis de ouro para os meses considerados (figura 17 mostra o 
perfil de fevereiro, figura 18 mostra o perfil de março, figura 19 mostra o perfil de abril, 
figura 20 mostra o perfil de maio e figura 21 mostra o perfil de junho) é possível 
perceber que o teor de ouro no minério permanece praticamente constante ao longo da 
segunda e terceira etapa, ou seja, boa parte da lixiviação ocorre na primeira etapa e na 
quarta etapa do circuito. Para os meses de abril, maio e junho é percebido algumas 
distorções nos valores de teor de ouro no minério, estas distorções ocorrem devido à 
erros no processo de amostram e em especial para o tanque 06 do CIP no mês de abril, 
tanque 07 do CIP no mês de maio e no tanque 06 e 07 do mês de junho, foi encontrado 
carvão ativado na amostra, o que proporcionou este aumento no teor de ouro no 
minério. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fevereiro
0,0
0,5
1,0
1,5
2,0
2,5
3,0
3,5
Es
pe
s.
Pu
lmã
o
PA
 
01
PA
 
02
PA
 
03
PA
 
04
PA
 
05
TQ
_
31
TQ
_
32
TQ
_
33
TQ
_
30
PA
 
06
TQ
 
01
TQ
 
02
TQ
 
03
TQ
 
04
TQ
 
05
TQ
 
06
TQ
 
07
TQ
 
08
TQ
 
09
TQ
 
10
m
g/
L
0,0
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5
0,6
0,7
0,8
0,9
m
g/
t
Au em Solução (mg/L) Au no minério (mg/t) 
 
Figura 17 – Perfil de ouro no mês de Fevereiro 
Março
0,0
0,5
1,0
1,5
2,0
2,5
3,0
3,5
4,0
4,5
5,0
Es
pe
s.
Pu
lm
ão
PA
 
01
PA
 
02
PA
 
03
PA
 
04
PA
 
05
TQ
_
31
TQ
_
33
TQ
_
30
PA
 
06
TQ
 
01
TQ
 
02
TQ
 
03
TQ
 
04
TQ
 
05
TQ
 
06
TQ
 
07
TQ
 
08
TQ
 
09
m
g/
L
0,0
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4
m
g/
t
Au em Solução (mg/L) Au no minério (mg/t) 
1ª Etapa 2ª Etapa 3ª Etapa 4ª Etapa
 
Figura 18 – Perfil de ouro no mês de Março 
0,00
0,10
0,20
0,30
0,40
0,50
0,60
0,70
PA
_
01
PA
_
03
PA
_
05
TQ
_
31
TQ
_
32
TQ
_
33
TQ
_
30
PA
_
06
TQ
_
01
TQ
_
02
TQ
_
03
TQ
_
04
CIP
_
05
CIP
_
06
CIP
_
07
CIP
_
08
CIP
_
09
CIP
_
10
Au
 
n
o
 
m
in
ér
io
 
(m
g/
kg
)
0,00
0,20
0,40
0,60
0,80
1,00
1,20
1,40
1,60
1,80
2,00
Au
 
em
 
so
lu
çã
o
 
(m
g/
kg
)
Au no minério Au em solução
 
Figura 19 – Perfil de ouro no mês de Abril 
1ª Etapa 2ª Etapa 3ª Etapa 4ª Etapa 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Para avaliar melhor o processo de diluição da polpa, foi calculada a recuperação 
a partir do teor de ouro no minério, seguindo a seguinte relação: 
100)(
0
0 ×




 −
=
t
tt i
Sα (18) 
onde t0 e ti são teores no inicio e no final de uma etapa do circuito. A tabela 2 mostra os 
valores da recuperação para cada etapa considerada. Foi significante a recuperação na 
primeira etapa do circuito para os meses de fevereiro, março, maioe junho, sendo maior 
do que a recuperação na segunda etapa do circuito. Com exceção do mês de junho, a 
recuperação na segunda e terceira etapa, foi menor que da quarta etapa, este 
comportamento não é o esperado, pois a ultima etapa é a etapa de adsorção em carvão 
ativado, onde a maior parte da lixiviação já deveria ter ocorrido. A figuras 22a mostra o 
perfil de recuperação para os meses com anormalidade e a figura 22b mostram o perfil 
de recuperação para o mês com comportamento padrão. 
Maio
0,0
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4
1,6
1,8
2,0
Es
pe
s.
Pu
lm
ão
PA
 
01
PA
 
03
PA
 
05
TQ
_
31
TQ
_
32
TQ
_
33
TQ
_
30
PA
 
06
TQ
 
01
TQ
 
02
TQ
 
03
TQ
 
04
TQ
 
05
TQ
 
06
TQ
 
07
TQ
 
08
TQ
 
09
TQ
 
10
m
g/
L
0,0
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5
0,6
0,7
0,8
m
g/
t
Au em Solução (mg/L) Au no minério (mg/t) 
1ª Etapa 2ª Etapa 3ª Etapa 4ª Etapa
 
Figura 20 – Perfil de ouro no Mês de Maio 
Junho
0,0
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4
1,6
1,8
Es
pe
s.
Pu
lm
ão
PA
 
01
PA
 
02
PA
 
03
PA
 
05
TQ
_
31
TQ
_
32
TQ
_
33
TQ
_
30
PA
 
06
TQ
 
01
TQ
 
02
TQ
 
04
TQ
 
05
TQ
 
06
TQ
 
07
TQ
 
09
TQ
 
10
m
g/
L
0,0
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5
0,6
0,7
0,8
m
g/
t
Au em Solução (mg/L) Au no minério (mg/t) 
1ª Etapa 2ª Etapa 3ª Etapa 4ª Etapa
 
Figura 21 – Perfil de ouro no mês de Junho 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Após a primeira etapa, ocorreu a diluição da polpa, o que pode ter ocasionado 
redução na recuperação desta etapa do circuito. Os gráficos do anexo I mostram o perfil 
de cianeto livre e ouro em solução para os quinze primeiros dias dos meses de janeiro a 
maio. Foi constatado que a partir do tanque 31, tanque onde ocorre a diluição da polpa, 
os teores de ouro em solução foram reduzidos bruscamente e o consumo de cianeto 
praticamente foi estabilizado, o que evidência uma redução na velocidade de lixiviação. 
Para avaliar o excesso de cianeto livre no circuito em etapas do circuito foi 
utilizada a relação: 






−
×





×
−
−
=
−
w
w
CN
Au
t
t
C
C
M
M
AuAu
CNCN
Au
CN 1
][][
][][
][
][
0
0
 (19) 
Tabela 2 – Recuperação por etapa do circuito 
 Etapas do circuito 
Mês 1º Etapa 2º Etapa 3º Etapa 4º Etapa 
Fevereiro 44,4% 4,2% 8,7% 43,8% 
Março 34,3% 43,3% 23,1% 55,0% 
Abril 29,4% 18,5% 25,0% 18,2% 
Maio 11,8% 8,7% 5,6% 31,3% 
Junho 46,7% 28,0% 9,1% 8,7% 
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
1º Etapa 2º Etapa 3º Etapa 4º Etapa
Fevereiro Março Maio Abril
 
Figura 22a - Recuperação por etapa do circuito 
Junho
0%
10%
20%
30%
40%
50%
1º Etapa 2º Etapa 3º Etapa 4º Etapa
 
Figura 22b - Recuperação por etapa do circuito, para o 
mês de Junho. 
 
onde: 
[CN-] é a concentração de cianeto livre; [Au] é o teor de ouro MAu e MCN são 
respectivamente a massa molar do ouro e a massa molecular do cianeto; Cw percentual 
de sólido médio da etapa do circuito em questão. 
Com base nas equações 1 e 2, a relação entre cianeto livre e ouro ]/[][ AuCN − 
para um caso ideal deve ser 2. 
 Para o circuito analisado a relação entre concentração de cianeto livre e ouro no 
minério oscila bastante (Tabela 3), sendo que na 1ª etapa esta relação é inferior ao valor 
de referencia para os meses de fevereiro, março e abril. Para a 2ª etapa esta relação é 
superior ao valor de referencia, com exceção ao mês de março, entretanto a lixiviação 
nesta etapa não é muito eficiente, como pode ser percebido pela tabela 2, onde consta a 
recuperação para estas etapas. 
 
 
 
 
 
 
 
 
5.1 Avaliação dos Dados de Laboratório 
 
A avaliação de parâmetros de processo via ensaio de laboratório é uma prática 
segura e bastante útil, pois, podemos verificar em escala de laboratórios as mudanças 
proposta para o circuito industrial sem prejudicar a recuperação do processo. Dentro 
desta linha de raciocínio foram realizados ensaios da polpa do rejeito e da alimentação 
do circuito. 
Para dar início a avaliação, foi analisada primeiramente, os ensaios do rejeito e 
em seguida à avaliação da alimentação. 
 
 
 
 
Tabela 3 - Relação na Concentração CN-/Au 
Mês 1ª Etapa 2ª Etapa 3ª Etapa e 4ª Etapa 
Fevereiro 1,4 49,0 5,7 
Março 0,3 2,1 4,7 
Abril 0,1 11,1 10,3 
Maio 2,9 16,7 3,9 
 
5.1.1 AVALIAÇÃO DOS ENSAIOS DO REJEITO 
 
A partir da analise da granuloquímica da amostra do rejeito, é possível constatar 
que 47,62% do ouro não lixiviado, esta abaixo de 325# (44mm). A tabela 4 e o figura 
24 mostram os valores da granuloquímica, sendo que, o teor para 65# não é real, pois 
foi encontrado carvão nesta faixa granulométrica. 
Com o intuito de avaliar estas possibilidades, foi realizado um ensaio com 
duração de 26 horas, com adição de cianeto e sem adição de cianeto à polpa do rejeito. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Os ensaios com a polpa do rejeito com adição de mais 300ppm de NaCN, 
indicaram uma recuperação de 46,67% o que é muito bom para uma nova lixiviação do 
rejeito. Os valores dos ensaios estão na tabela 5. O gráfico 24 mostra a evolução dos 
teores de ouro em solução e no minério com o tempo de ensaio. O gráfico 25 mostra a 
recuperação em relação ao minério. 
Assumindo como teor médio do rejeito de 0,09g/t de ouro no minério, com base 
nos dados históricos da usina, e a produção de 6500t/dia com recuperação de 47% , 
haverá um acréscimo de 0,04g/t de ouro na solução, o que equivale a 8,5oz de ouro por 
Tabela 4 - Avaliação Granulo-Química 
 Malha Au no minério (g/t) 
LI - REJEITO 65 # 65 1,96 
LI - REJEITO 100 # 100 0,07 
LI - REJEITO 150 # 150 0,05 
LI - REJEITO 200 # 200 0,06 
LI - REJEITO 270 # 270 0,04 
LI - REJEITO 325 # 325 0,09 
LI - REJEITO 400 # 400 0,11 
 
Teores de ouro por faixa granulométrica
0,07
0,06
0,04
0,09
0,11
0,05
0,00
0,02
0,04
0,06
0,08
0,10
0,12
100 150 200 270 325 400
malha
A
u
 
-
 
pp
m
Au insoluvel
 
 
Figura 23 – Avaliação Granulo-Química 
 
dia equivalente a R$ 8.008,00 dia. Adicionar 300ppm a mais na polpa do rejeito a uma 
vazão mássica de 6500t/dia e aumentando o tempo de residência em 15 horas gera um 
custo diário de aproximadamente R$ 683,00 com cianeto. A limitação é o aumentar no 
tempo de residência, para uma vazão de 300m³/h seria necessário acrescentar 4500m³ 
em tanques de lixiviação, ou seja, acrescentar 6 tanques de 700m³. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Tabela 5 – Dados do ensaio de lixiviação do rejeito. 
Adição de 300ppm de NaCN a 40% de sólidos e temperatura ambiente. 
 
 
mg/t Recuperação: 46,67% 
min 
Au no 
minério 
Au em 
solução pH % NaCN CAut/CAu0 
0,000 0,010 10,30 0,010 
30 0,15 0,02 10,4 0,028 0,00 
60 0,11 0,1 10,6 0,024 26,67 
90 0,13 0,1 10,6 0,029 13,33 
120 0,14 0,1 10,3 0,028 6,67 
300 0,08 0,13 10,3 0,02 46,67 
540 0,03 0,14 10,5 0,027 80,00 
900 0,10 0,16 10,1 0,028 33,33 
1380 0,06 0,16 10,2 0,029 60,00 
1680 0,08 0,16 10,3 0,027 46,67 
1800 0,08 0,16 10,4 0,021 46,67 
 
0,00
0,02
0,04
0,06
0,08
0,10
0,12
0,14
0,16
0,18
30 60 90 120 300 540 900 1380 1680 1800
minutos
O
u
ron
o
 
m
in
ér
io
 
(m
g/
t)
0
0,02
0,04
0,06
0,08
0,1
0,12
0,14
0,16
0,18
O
u
ro
 
em
 
so
lu
çã
o
 
(m
g/
L)
Au no minério Au em solução
 
Figura 24 – Ensaio de Lixiviação do Rejeito com Adição de 300ppm de 
NaCN e 40% de sólidos 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Foi realizado o ensaio de lixiviação do rejeito sem adição de cianeto, ou seja, foi 
removida a polpa do rejeito e logo em seguida introduzido no reator e lixiviado por 26 
horas. Este ensaio mostra que é possível continuar a lixiviar ouro sem a adição de mais 
cianeto, entretanto a recuperação é baixa 13%. A tabela 6 mostra estes valores, o gráfico 
26 mostra a evolução da lixiviação e o figura 27 mostra a recuperação ao longo do 
ensaio. 
Se o tempo de residência aumentar em 15 horas seria possível recuperar 
aproximadamente 2% a mais de ouro, dentro do valor corrente de ouro no rejeito 
(0,09ppm) esta se perdendo aproximadamente 130g/dia (4oz) ou U$ 3786/dia. Para 
obter esta recuperação, com uma vazão de 300m³/h seria necessário acrescentar 4.500m³ 
de tanques de lixiviação, ou seja, acrescentar 6 tanques de 700m³. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
0,000 30 60 90 120 300 540 900 1380 1680
min
R
e
c
u
pe
ra
çã
o
 
(%
)
 
Figura 25 – Recuperação de Ouro na Lixiviação do Rejeito com acréscimo de 300ppm de 
NaCN e 40% de sólido 
 
Tabela 6 – Dados do ensaio de lixiviação do rejeito com adição de 0ppm de NaCN 
 
 
mg/t Recuperação: 13,04 
min 
Au no 
minério 
Au em 
solução pH % NaCN CAut/CAu0 
0 0,23 0,01 10,30 0,02 0,00 
30 0,12 0,04 10,00 0,01 47,83 
60 0,09 0,14 10,30 0,01 60,87 
90 0,09 0,19 x 0,01 60,87 
120 0,13 0,22 10,10 0,01 43,48 
300 0,15 0,33 10,30 0,01 34,78 
540 0,09 0,43 8,92 0,01 60,87 
900 0,23 0,53 9,90 0,00 0,00 
1380 0,14 0,66 10,00 0,00 39,13 
1680 0,20 0,98 9,80 0,00 13,04 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
5.1.2 AVALIAÇÃO DOS ENSAIOS DA ALIMENTAÇÃO 
 
A alimentação da usina é bastante variada, pois é alimentada com minério de 
quatro minas diferentes, Basal, Canavieiras, Morro dos Ventos e João Belo, isto 
provoca uma não uniformidade dos teores de alimentação, podendo varia de 5g/t à 
0,9g/t, como são minérios distintos há contaminantes distintos. Um processo de 
otimização do circuito deve levar em conta esta peculiaridade alem de considerar que as 
análises de teores não são imediatas, levando alguns dias para serem feitas, outra 
0,00
0,05
0,10
0,15
0,20
0,25
0 30 60 90 120 300 540 900 1380 1680 1800
Minutos
O
u
ro
 
n
o
 
m
in
ér
io
 
(m
g/
t)
0,0
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
O
u
ro
 
em
 
so
lu
çã
o
 
(m
g/
L)
Au no minério Au em solução
 
Figura 26 – Recuperação de Ouro na Lixiviação do Rejeito sem acréscimo de NaCN e 40% de sólido 
 
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
0 30 60 90 120 300 540 900 1380 1680 1800
Minutos
Re
cu
pe
ra
çã
o
 
(%
)
 
Figura 27 – Recuperação de Ouro na Lixiviação do Rejeito com acréscimo de 300ppm de 
NaCN e 40% de sólido 
 
 
consideração referi-se à capacidade de produção das minas e ciclo de transporte, pois 
uma alternativa seria a “blendagem” de minérios de teores variados para entrada na 
metalurgia. 
É possível verificar que o tempo de residência necessário para obter 
aproximadamente 90% de recuperação é de 30 horas, sendo necessários 15.000 m³ de 
em tanques de lixiviação, o que equivale a 21 tanques de lixiviação de 700m³ cada. 
Entretanto a metalurgia dispõe de 6200m³ em tanques no circuito e uma recuperação 
média de 95%. 
Podemos verificar que não houve diferença significativa entre os ensaios de 
lixiviação para adição de 100ppm e 200ppm de cianeto. Os teores de ouro em solução 
não divergiram muito para 25 horas de ensaio, como pode ser percebido pela analise da 
figura 29 e figura 30. 
Os ensaios de lixiviação do minério que alimenta a metalurgia deve ser realizado 
com mais cuidado, para que os resultados possam ser utilizados com mais confiança. 
 
 
Minas 
Frente de Lavra Ciclo de 
Transporte (min) 
Capacidade por ciclo 
(Tonelada seca) 
João Belo 435 40 41,3 
Morro dos Ventos 
730 – só há esta frente 
em lavra 
5 41,3 
Canavieiras 25 40 
Basal 25 40 
 
Tabela 7 – Dada dos Ensaios de Lixiviação da Alimentação do Circuito a 50% de sólidos 
Concentração de 
cianeto livre 
Teor de alimentação (g/t) Teor ao final de 30 
horas (g/t) 
Recuperação (%) 
100ppm 1,07 0,07 93,14 
200ppm 1,07 0,19 81,37 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
1,21
0,98
1,120,85
0,0
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4
0 2 10 25Horas
Ou
ro
 
em
 
s
o
lu
çã
o
 
m
g/
L
 
Figura 30 – Lixiviação da Alimentação – 200ppm de NaCN e 50% de sólidos 
 
1,42
1,23
0,75
0,70
0,0
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4
1,6
0 2 10 25
Horas
O
u
ro
 
em
 
so
lu
çã
o
 
-
 
m
g/
L
 
Figura 29 – Lixiviação da Alimentação – 100ppm de NaCN e 50% de sólidos 
 
 
 
6.0 CONCLUSÕES 
 
De acordo com os resultados apresentados podemos concluir que: 
1. Foi possível constatar que a diluição da polpa é uma prática prejudicial ao 
circuito, pois desta forma, é reduzido à taxa de lixiviação, bem como, os teores 
de ouro em solução. 
2. O processo de diluição da polpa, para suprir as limitações do circuito de carvão 
ativado, deve ser extinto. O que ocorrerá com mudanças no circuito. 
3. Os tanques agitados por ar injetado (pachucas) devem ser removidos do circuito 
e o percentual de sólidos controlado pela diluição nos espessadores (E-CAT e 
espessador convencional), a figura 31 mostra este novo circuito. Neste circuito 
um percentual do produto do moinho M2 (Capacidade nominal de 250t/h) irá 
para o espessador E-CAT e todo o produto do moinho M1 irá para o espessador 
M1. O produto do moinho M2 que não for bombeado para o E-CAT irá para o 
espessador convencional. Os produtos dos dois espessadores irão se encontra em 
uma caixa de distribuição e escoar para o circuito de lixiviação. 
4. Os Tanques TQ30 ao TQ33 estavam sem desnível, entre a alimentação e a 
descarga, que proporcionava aparentemente, uma redução do tempo de 
residência nesta etapa do circuito. Para solucionar este problema, fui sugerido 
criar um desnível de 30 cm entre todos os tanques. 
5. Como as chicanas dos Tanques Pachucas (PA 01 à PA 05) eram muito estreitas, 
o que provocava um grande volume de transbordamento, foi sugerido a troca das 
chicanas. Proposta aceita e as obras estão em andamento. 
6. Pode-se concluir que o valor de referência do teor de cianeto, pode ser reduzido 
na alimentação de 300ppm para 250ppm, no entanto, esta redução deverá ser 
gradativa, para que não ocorram perdas na recuperação. Esta medida reduzirá o 
custo de operação além de auxiliar na redução do passivo ambiental. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Os estudos de caracterização do circuito de lixiviação e adsorção devem continuar, 
na tentativa de obter novas melhorias de processo. Como atividade segue como 
sugestão: 
1. Caracterização química e mineralógica do rejeito; 
2. Ensaios mais criteriosos de lixiviação do minério que alimenta a metalurgia; 
3. Novos ensaios de lixiviação do rejeito,com variações de parâmetros 
operacionais; 
4. Continua compilação de dados da metalurgia, para se ter uma visão mais precisa 
do processo. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 31 – Nova configuração do circuito de lixiviação 
 
7.0 BIBLIOGRAFIA 
 
1. HABASHI, Fathi - Principles of extractive metallurgy. V. 3. New York: Gordon 
and Breach , 1970. 
 
2. HABASHI, Fathi - A short history of hydrometallurgy. Hydrometallurgy 79. 15–
22. 2005. 
 
3. HABASHI, Fathi - New Frontiers In Extractive Metallurgy. Acta Metallurgica 
Slovaca, 13. 420 – 433. 2007. 2007 
 
4. DE ANDRADE LIMA, L. R. P. (2007) - Dynamic Simulation of The Carbon-
Inpulp and Carbon-In-Leach Processes. Brazilian Journal of Chemical Engineering. 
24 (2007) 623 – 635 
 
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recovery profile through a cyanidation plant. Int. J. Miner. Process. 
 
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for gold cyanidation. Minerals Engineering. 2005. 
 
7. de ANDRADE LIMA, L.R.P; HODOUIN D. - Residence time distribution of an 
industrial mechanically agitated cyanidation tank. Minerals Engineering 18. 613–
621. 2005. 
 
8. FOGLER, H. Scott. Elementos de engenharia das reações químicas, editora, 
LTC, 3 ed. Rio de Janeiro, 2002. 
 
9. LEVENSPIEL, Octave, Engenharia das reações químicas, V 1, Editora, Edgard 
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11. FENG D.; van DEVENTER, J.S.J. - The effect of sulphur species on 
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12. FELTRE, R.; YOSHINAGA, S. – Físico-Química, Editora moderna, São Paulo, 
1974. 
 
13. STREETER, L. V. – Mecânica dos Fluidos, Editora McGraw-Hill, São Paulo, 1909. 
 
14. CIMINELLI, Virginia S.T.; GOMES, Áurea D. (2002) – Extração de Ouro: 
Princípios, Tecnologias e Meio Ambiente - Capitulo 2: Princípios da cianetação, 
CETEM/MCT, Rio de Janeiro, 2002. Editores: TRINDADE, R, de B, E; BARBOSA, 
Olavo, F. 
 
 
15. GLIESE, Roberto. - Simulação de Processos CIP E CIL Empregando Balanço 
Populacional do Carregamento de Ouro no Carvão Ativado - Dissertação para 
obtenção do título de Mestre em Engenharia. Porto Alegre. UFRS / PPGEM. 1997. 
 
16. STAMBOLIADIS, Elias Th. - The evolution of a mineral liberation model by the 
repetition of a simple random breakage pattern. Minerals Engineering 21. 213–223. 
2008. 
 
17. Moura,Walter de.- Especiação de Cianeto para Redução do Consumo no 
Circuito de Lixiviação de Calcinado da Usina do Queiróz - Dissertação de Mestrado. 
UFMG. BH/MG. 2005. 
 
18. WWW.NORIT.COM – acessado em 20 de maio de 2008. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ANEXOS 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
0
50
100
150
200
250
300
350
400
ES
PE
S.
PU
LM
.
PA
 
01
PA
 
02
PA
 
03
PA
 
04
PA
 
05
TQ
.
 
31
TQ
.
 
32
TQ
.
 
33
TQ
.
 
30
PA
 
06
TQ
.
 
01
TQ
.
 
02
TQ
.
 
03
TQ
.
 
04
TQ
.
 
05
TQ
.
 
06
TQ
.
 
07
TQ
.
 
08
TQ
.
09
TQ
.
 
10
Co
n
ce
n
tr
aç
ão
 
de
 
ci
an
et
o
 
(m
g/
L)
1/jan 2/jan 3/jan 4/jan 5/jan
0
50
100
150
200
250
300
350
ES
PE
S.
PU
LM
.
PA
 
01
PA
 
02
PA
 
03
PA
 
04
PA
 
05
TQ
.
 
31
TQ
.
 
32
TQ
.
 
33
TQ
.
 
30
PA
 
06
TQ
.
 
01
TQ
.
 
02
TQ
.
 
03
TQ
.
 
04
TQ
.
 
05
TQ
.
 
06
TQ
.
 
07
TQ
.
 
08
TQ
.
09
TQ
.
 
10
Co
n
ce
n
tr
aç
ão
de
 
ci
an
et
o
 
(m
g/
L)
6/jan 7/jan 8/jan 9/jan 10/jan
220
0
50
100
150
200
250
300
350
400
ES
PE
S.
PU
LM
.
PA
 
01
PA
 
02
PA
 
03
PA
 
04
PA
 
05
TQ
.
 
31
TQ
.
 
32
TQ
.
 
33
TQ
.
 
30
PA
 
06
TQ
.
 
01
TQ
.
 
02
TQ
.
 
03
TQ
.
 
04
TQ
.
 
05
TQ
.
 
06
TQ
.
 
07
TQ
.
 
08
TQ
.
09
TQ
.
 
10
Co
n
ce
n
tr
aç
ão
 
de
 
ci
an
et
o
 
(m
g/
L)
11/jan 12/jan 13/jan 14/jan 15/jan
 
 
Figura A1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Janeiro 
 
 
0
100
200
300
400
500
600
700
ESPES.
PULM.
PA 01
PA 02
PA 03
PA 04
PA 05
TQ. 31
TQ. 32
TQ. 33
TQ. 30
PA 06
TQ. 01
TQ. 02
TQ. 03
TQ. 04
TQ. 05
TQ. 06
TQ. 07
TQ. 08
TQ.09
TQ. 10
Concentração de cianeto (mg/L)
1/fe
v
2/fe
v
3/fe
v
4/fe
v
5/fe
v
0
100
200
300
400
500
600
ESPES.
PULM.
PA 01
PA 02
PA 03
PA 04
PA 05
TQ. 31
TQ. 32
TQ. 33
TQ. 30
PA 06
TQ. 01
TQ. 02
TQ. 03
TQ. 04
TQ. 05
TQ. 06
TQ. 07
TQ. 08
TQ.09
TQ. 10
Concentração de cianeto (mg/L)
6/fe
v
7/fe
v
8/fe
v
9/fe
v
10/fe
v
0
100
200
300
400
500
600
ESPES.
PULM.
PA 01
PA 02
PA 03
PA 04
PA 05
TQ. 31
TQ. 32
TQ. 33
TQ. 30
PA 06
TQ. 01
TQ. 02
TQ. 03
TQ. 04
TQ. 05
TQ. 06
TQ. 07
TQ. 08
TQ.09
TQ. 10
Concentração de cianeto (mg/L)
11/fe
v
13/fe
v
14/fe
v
15/fe
v
16/fe
v
 
 
Fig
u
ra
 B1
 
–
 C
o
n
centração
 d
e
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Figura B2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Fevereiro 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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Figura C1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Março 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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Figura C2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Março 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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Figura D1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Abril 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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Figura D2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Abril 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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Figura E1 – Concentração de CN- no circuito de lixiviação no mês de Maio 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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Figura E2 – Teor de Au em solução no circuito de lixiviação no mês de Maio