7.5.1 Minerais e classificação dos minérios de PGM
Em termos químicos, os seis principais elementos do grupo da platina (PGE) — rutênio, ródio, paládio, ósmio, irídio e platina — pertencem ao grupo VII dos metais de transição, ao qual também pertencem o ferro, o níquel e o cobalto. Esses elementos são há muito tempo considerados, quando agrupados com o ouro e a prata, como “metais preciosos”. Na verdade, isso é enganoso, pois a mineralogia e a geoquímica da prata e do ouro não se correlacionam com as dos PGE.
Além disso, na literatura, há dois termos de referência: PGE e minerais do grupo da platina (PGM). Do ponto de vista da flotação, PGM é o termo mais comum. Portanto, o termo PGM será utilizado neste texto.
A semelhança química entre os seis PGE e o ferro, o níquel e o cobalto explica o fato de que eles tendem a se concentrar juntos como resultado de processos geológicos. Isso é bastante importante não apenas para a formação dos minérios de PGM, mas também para o beneficiamento.
Existem mais de 100 minerais diferentes do grupo da platina. Alguns dos PGM mais comuns estão apresentados na Tabela 7.11. A estequiometria da maioria dos PGM citados é conhecida, mas, como esses minerais estão sujeitos a uma ampla variação de substituição de elementos, conforme indicado na Tabela 7.11, há pouca consistência entre a fórmula ideal para cada mineral e as composições dos minerais em questão, provenientes de diversos locais.
Tabela 7.11 Lista de minerais do grupo da platina e suas composições (Srdjan M. Bulatovic, 2010)
| PGM | Fórmula ideal | Outros elementos presentes |
| Anduoite | RuAs₂ | (RuOslr)Como |
| Arsenopalladinita | Pd₈As₂₅Sb₀,₅ | (PdCu)AsSb |
| Ateniense | (PdHg)₃As | (PdHgAuCu)AsSb |
| Atokite | PdSn | (PdPt)Sn |
| Borovskita | Pd₈SbTe₄ | (PdPtNFe)SbBiTe |
| Braggita | (PtPd)S | (PINiPd)S |
| Cooperita | PtS | (PtNiPd)S |
| Daomanite | PtCuAsS₂ | (PICuAs)S |
| Erlichamanita | OsS₂ | (OsRhIrPdRu)S |
| Froodita | PdBi₂ | (PdPt)Bi |
| Genkinita | (PtPd)₄Sb₃ | (PtPdRhNiCu)SbAsBi |
| Geversita | PISb₂ | Pt(SbBi) |
| Guanglinita | Pd₃As | (Pd)As |
| Hollingworthita | RhAsS | (RhPdPtLr)AsS |
| Hongshiita | Pt(Cu) | (Pt)Cu |
| Irarsite | IrAsS | (IrRuRhPt)AsS |
| Irídio | Ir | (IrPtFeOsRhPdNi) |
| Isoferroplatina | Pt₃Fe | (PtFeCuNi) |
| Kotulskita | PtTe | (PdPt)(TeBiSb) |
| Majakita | PtNiAs | (PdNiAs) |
| Moncheite | PtTe₃ | PtPd(TeBi) |
| Niglite | PtSn | (PtBiSb)Sn |
| Omeiite | OsAs₂ | (OsRuFeNilrCo)As |
| Ósmio | Os | (OsIrRuPt) |
| Palarstanida | Pd₈ (SnAs)₃ | (PdPtAuCu)(AsSnSb) |
| Paládio | Pd | PdHg |
| Platinirídio | (IrPt) | (IrPtFeOsCuNi) |
| Ródio | Rh | RhPt |
| Rutênio | Ru | RulrRhOsPdFe |
| Ruthenosmirídio | (IrOsRu) | (IrRuOsPtRhFeNiPd) |
| PGM | Fórmula ideal | Outros elementos presentes |
| Sperylite | PtAs₂ | (Pt)(AsSb) |
| Temagamite | PdHgTe₃ | (PdHg)(TeBi) |
| Vysotskita | PdS | (PdFePt) |
| Xingzhongita | (IrCuRh)S | (IrCuRhFePbPtOs)S |
| Zvyagintsevite | Pd₃Pb | (PdPtFeNiCu)Pb |
Minérios de metais do grupo da platina
7.5.1 Minerais e classificação dos minérios de PGM
Em termos químicos, os seis principais elementos do grupo da platina (PGE) — rutênio, ródio, paládio, ósmio, irídio e platina — pertencem ao grupo VII dos metais de transição, ao qual também pertencem o ferro, o níquel e o cobalto. Esses elementos são há muito tempo considerados, quando agrupados com o ouro e a prata, como “metais preciosos”. Na verdade, isso é enganoso, pois a mineralogia e a geoquímica da prata e do ouro não se correlacionam com as dos PGE.
Além disso, na literatura, há dois termos de referência: PGE e minerais do grupo da platina (PGM). Do ponto de vista da flotação, PGM é o termo mais comum. Portanto, o termo PGM será utilizado neste texto.
A semelhança química entre os seis PGE e o ferro, o níquel e o cobalto explica o fato de que eles tendem a se concentrar juntos como resultado de processos geológicos. Isso é bastante importante não apenas para a formação dos minérios de PGM, mas também para o beneficiamento.
Existem mais de 100 minerais diferentes do grupo da platina. Alguns dos PGM mais comuns estão apresentados na Tabela 7.11. A estequiometria da maioria dos PGM citados é conhecida, mas, como esses minerais estão sujeitos a uma ampla variação de substituição de elementos, conforme indicado na Tabela 7.11, há pouca consistência entre a fórmula ideal para cada mineral e as composições dos minerais em questão, provenientes de diversos locais.
Tabela 7.11 Lista de minerais do grupo da platina e suas composições (Srdjan M. Bulatovic, 2010)
Em geral, os PGM são concentrados na crosta terrestre e se formam de duas maneiras diferentes: (1) por lixiviação da lava rica em metais (manto) depositada na crosta, processo conhecido como intemperismo químico, especialmente em climas quentes, onde a sílica e a magnésia são lixiviadas. Isso deixa um resíduo enriquecido em ferro e níquel, que contém os elementos PGM; (2) a fusão de uma parte do manto pode dar origem a lava ultramáfica ou basáltica, que é então empurrada para cima como resultado da pressão no interior da Terra, invadindo a crosta ou extrudindo lava na superfície. Esse magma não é particularmente rico em níquel ou PGM; no entanto, devido à sua natureza siderófila, os metais do grupo VⅢ também são de natureza calcófila, ou seja, preferem formar ligações com o enxofre do que com o oxigênio.
Esses depósitos de sulfeto são capazes de concentrar esses metais em um fator de 100 a 1.000 g/t e formar depósitos de PGM, juntamente com metais preciosos, níquel e cobre. Quase sempre, os depósitos de PGM contêm minerais de níquel.
Os depósitos de PGM podem ser classificados nos dois grupos a seguir: (1) depósitos com predominância de PGM e (2) depósitos com predominância de níquel e cobre.
De acordo com as características de processamento dos depósitos com predominância de PGM, eles podem ser divididos nos três grupos a seguir: (1) tipo Morensky, (2) depósitos hidrotermais e (3) depósitos aluviais.
7.5.2 Recuperação de minerais do grupo da platina
A recuperação de minerais de PGM é um tema que tem recebido muito pouca atenção na literatura publicada. Isso se deve principalmente ao fato de que os principais produtores de PGM operam em sigilo; portanto, nem os processos comerciais nem os trabalhos de pesquisa sobre a recuperação de PGM estão disponíveis ao público. Do ponto de vista do processamento, os minérios que contêm PGM podem ser divididos em três grupos gerais, a saber: minérios passíveis de pré-concentração por gravidade, minérios passíveis de flotação e minérios que só podem ser tratados por meio de um processo hidrometalúrgico.
7.5.2.1 Minérios adequados para pré-concentração por gravidade
As características mais importantes desses minérios são: (1) os constituintes valiosos ocorrem na forma de minerais de alta densidade, (2) eles não apresentam resíduos intermediários e (3) a distribuição granulométrica se situa em uma faixa em que a técnica de gravidade pode ser adotada com sucesso. Os tipos de minério em que se utiliza a pré-concentração por gravidade incluem depósitos do tipo do Alasca, depósitos aluviais e depósitos placer fósseis. Nos depósitos do tipo do Alasca, os principais minerais de PGM incluem ligas de Pt-Fe, isoferroplatina (Pt₂Fe) e platinirídio (Ir,Pt). Existem várias usinas em operação que processam esses minérios, principalmente em áreas rurais montanhosas (URSS). Os depósitos aluviais foram tratados no início do século XX. Os PGM nesses depósitos ocorrem na forma de ligas, geralmente como Pt rico na forma de grãos soltos e pepitas. Os minérios de PGM do Alasca contêm magnetita, que é removida antes da pré-concentração por gravidade. Os depósitos aluviais fósseis são, na verdade, conglomerados auríferos que contêm pequenas quantidades de PGM, juntamente com ouro, urânio e outros minerais pesados. Alguns dos depósitos aluviais fósseis contêm cerca de 22 espécies de PGM, incluindo ligas de Ir-Os-Ru, sperrylita e isoferroplatina.
7.5.2.2 Minérios adequados para flotação
Com base nas características do processo de flotação, esses minérios podem ser divididos nos seguintes grupos principais:
(1) Depósitos de PGM com predominância de sulfeto. Nesses depósitos, os PGM estão, em geral, associados a sulfetos de metais básicos, na forma de limites de grãos entre os sulfetos e os silicatos. Em alguns casos, os PGM podem estar presentes em solução sólida com os sulfetos. A partir desses depósitos, os PGM são recuperados em um concentrado misto de Cu/Ni/Co/PGM, que é posteriormente processado por meio de técnicas pirometalúrgicas. Em muitos casos, esses tipos de minério contêm minerais de ganga flutuáveis e não opacos, incluindo talco, cloritos, etc.
(2) Depósitos com predominância de PGE. Na verdade, trata-se de um termo que designa depósitos estratiformes contendo sulfetos esparsos e concentrações de PGM na faixa entre 5 g/t e 30 g/t. Esses depósitos são caracterizados por uma variedade de diferentes minerais de ganga e alto teor de minerais de sulfeto de PGM, como o cooperato (PIS), a braggita [(PtPd)S] e a vysotskita (PdS). Observe que esses minerais são raros e inexistentes na maioria dos depósitos de sulfeto de cobre-níquel contendo PGM.
7.5.2.3 Depósitos de cobre-níquel e sulfeto de níquel com PGM como subproduto
Antes da descoberta do jazigo de PGM de Morensky Reef, os jazigos de cobre-níquel em Ontário, no Canadá, e em Norilsk (URSS) eram as principais fontes de produção de PGM. No entanto, cerca de 40% da produção mundial de PGM provém de diversos jazigos de Cu-Ni. Os principais depósitos desse grupo são discutidos nas seções a seguir.
(1) A região de Sudbury, em Ontário, Canadá. A análise mineralógica desses minérios revelou uma variedade de metais do grupo da platina (PGM) e suas associações. A michenerita (PdBiTe) e a sperrylita (PtAs₂) são os minerais de platina/paládio mais comuns em muitos depósitos da região de Sudbury. Outros minerais de valor econômico encontrados nesses depósitos são a moncheita (PtTe₃), a froodita (PdBi₂), a inszwaita (PtBi₂), a irarsita (IrAsS), a niggliita (PISn) e a mertieita (PdSb₃). A maioria desses minerais é liberada em um tamanho relativamente grosso (40-200 μm).
(2) O minério de Norilsk Talnakh, na Rússia. Nesta área, os PGM estão distribuídos em: 1) sulfetos disseminados, principalmente em pirrotita, calcopirita e pentlandita. Os minerais de platina predominantes são ligas de Pt-Fe, cooperita (PIS) e sperrilita (PtAs₂); 2) minérios de sulfeto maciço, nos quais os PGM predominantes são ligas de Pt-Fe, rustenburgita (Pt₃Sn) e sperrilita (PtAs₂), ocorrendo em inclusões finas na calcopirita e na pirrotita; e, finalmente; 3) veios disseminados e minérios de brecha que podem consistir principalmente em calcopirita ou pirrotita. Os PGM nesses minérios estão presentes na forma de sulfetos de Pt (cooperita) e Pd (vysotskita).
(3) Península de Pechenga Cala (URSS). Os minérios dessa região provêm de intrusões toleíticas que contêm sulfetos de Cu-Ni com teor relativamente baixo de PGM. Nesses minérios, a maior parte do paládio está associada à pentlandita, enquanto a platina e o ródio estão associados principalmente à pirrotita. Até o momento, apenas a sperrilita e ligas de Pt-Fe foram encontradas nesses minérios.
7.5.2.4 Depósitos de cromo com PGM
Existem vários depósitos desse tipo, com origens diferentes. A maioria dos depósitos econômicos de cromita com PGM é descrita da seguinte forma:
(1) Os depósitos de cromita podiformes ocorrem em corpos ultramáficos conhecidos como do tipo alpino e estão localizados no Tibete e no noroeste da China.
(2) Os depósitos estratiformes de cromita ocorrem em diferentes intrusões estratificadas, como Bushveld (África do Sul) e o Great Dyke (Zimbábue). O depósito de cromita mais conhecido, com várias usinas em operação, é o Complexo UG2, localizado abaixo do Recife de Morensky. Sua espessura varia de 15 cm a 255 cm e apresenta um ângulo de inclinação de 5° a 70° em direção ao centro do Complexo de Bushveld. Do ponto de vista mineralógico, ele consiste principalmente de cromita (60%-90%) ou topiroxênio (5%-25%) e plagioclásio (5%-15%), com apenas traços de sulfetos de metais básicos.
Os PGM costumam estar intimamente associados a sulfetos, como a laurita (RuS₂), a cooperita (PtS), a braggita [(PtPd)S], as ligas de Pt-Fe, a sperrilita (PtAs₂) e a vysotskita (PdS).
As médias das análises químicas dos PGM de várias áreas são apresentadas na Tabela 7.12.
Tabela 7.12 Análises químicas médias dos PGM de várias áreas dos depósitos UG2
| Área | Grupo | Teor/g · t⁻¹ | ||||||
| Pt | Pd | Rh | Ru | Ir | Au | Total | ||
| Marikoma | A1 | 1.58 | 1.29 | 0.49 | 0.72 | <1,0 | <0,2 | 4.08 |
| A2 | 3.09 | 0.77 | 0.51 | 0.90 | <0,5 | <0,2 | 5.27 | |
| britânicos | A3 | 2.91 | 0.99 | 0.28 | 1.17 | <1,0 | 0.06 | 5.41 |
| A4 | 2.85 | 1.34 | 0.49 | 1.06 | <0,5 | <0,03 | 5.77 | |
| Hoekfontein | A5 | 2.55 | 0.23 | 0.40 | 0.86 | <0,5 | <0,1 | 4.04 |
| Região sudoeste | 一 | 2.61 | 1.87 | 0.49 | 0.99 | 0.05 | 0.17 | 6.18 |
| Complexo do Bushveld | A | 2.67 | 1.53 | 0.51 | 0.93 | <0,5 | 0.03 | 5.68 |
| B | 3.04 | 2.50 | 0.56 | 1.00 | <0,5 | 0.07 | 7.17 | |
| Moandagchoek | C | 4.33 | 3.92 | 0.95 | 1.22 | 0.16 | 0.07 | 10.65 |
| D | 5.25 | 3.53 | 0.73 | 1.40 | <0,1 | <0,1 | 10.91 | |
| Região Nordeste | E | 3.14 | 3.09 | 0.81 | 0.97 | 0.45 | 0.09 | 8.55 |
| Complexo do Bushveld | F | 4.31 | 2.43 | 0.91 | 1.51 | 0.09 | 0.02 | 9.30 |
7.5.3 Flotação de minérios contendo metais do grupo do platina (PGM)
Há poucos dados publicados sobre a flotação de minérios contendo PGM. Os trabalhos de desenvolvimento sobre o beneficiamento de minérios de PGM têm sido conduzidos pelas próprias empresas de mineração e por algumas organizações de pesquisa ligadas a essas empresas, que produzem PGM. Muitas usinas em operação que tratam minérios de PGM utilizam técnicas convencionais de flotação, e os resultados metalúrgicos estão abaixo do ideal em várias dessas usinas.
Cada tipo de minério requer fluxogramas e esquemas de reagentes diferentes, o que é determinado pela composição mineral do minério e pelo contexto geológico, bem como pelo tipo de minerais hospedeiros de PGM. As seções a seguir abordam as propriedades de flotação e as práticas relacionadas aos diferentes tipos de minério.
7.5.3.1 Propriedades de flotação dos metais do grupo do platina (PGM) provenientes de depósitos com predominância de sulfetos
A maioria das operações comerciais atuais que processam PGM a partir de depósitos com predominância de sulfeto está localizada na África do Sul (Morensky Reef), nas minas de Stillwater (Montana, EUA) e em Lac des Illes (Ontário, Canadá). Do ponto de vista do processamento, a maioria desses tipos de minério contém minerais de ganga hidrofóbicos, incluindo o talco, o que tem um efeito negativo na recuperação de PGM. Outro fator importante que afeta a recuperação por flotação de PGM é a presença de uma variedade de minerais sulfurosos, incluindo pirrotita, pentlandita, calcopirita, violarita e pirita, nos quais os PGM estão associados a todos os sulfuretos. Além disso, em algumas usinas em operação, uma parte dos PGM é representada por braggita, vysotskita, moncheita e ligas de Pt-Fe.
Em geral, as propriedades de flotação dos PGM provenientes de depósitos com predominância de sulfetos dependem muito da proporção dos minerais sulféticos individuais presentes no minério, bem como da natureza e da ocorrência dos minerais de ganga hidrofóbicos presentes no minério.
Cada um dos minerais sulfurosos, que são portadores de PGM (ou seja, pirrotita, pirita, pentlandita, etc.), apresenta propriedades de flotação diferentes sob determinadas condições de flotação. A seletividade entre os minerais sulfurosos e os minerais de ganga é, em princípio, relativamente baixa e, na maioria dos casos, é necessário utilizar um depressor hidrofóbico de ganga.
O comportamento de flotação dos minerais sulfurosos individuais presentes em minérios de PGM com predominância de sulfuretos pode ser descrito da seguinte forma:
A Fig. 7.11 mostra a taxa de flotação de diferentes sulfetos. Nessas experiências, utilizou-se o xantato como coletor primário e o ditiofosfato como coletor secundário.
Um dos principais problemas associados ao beneficiamento de PGM a partir de depósitos dominados por sulfetos é a presença de gangas hidrofóbicas, como talco, cloritos, carbonatos e aluminosilicatos. Os concentrados produzidos na maioria das operações do Morensky Reef (África do Sul) variam de 80 g/t a 150 g/t de PGM combinados, sendo que a maior parte dos contaminantes são silicatos, aluminosilicatos e talco (ou seja, até 60%). Os principais agentes redutores de ganga hidrofóbica utilizados são a carboximetilcelulose (CMC) e diferentes modificações das gomas de guar.
Nos últimos anos, foi desenvolvida uma nova linha de depressores hidrofóbicos de ganga, baseada em uma mistura de gomas de guar e poliacrilatos de baixo peso molecular modificados com ácido orgânico, que se mostram extremamente eficazes. Com o uso desses redutores, o teor do concentrado de PGM poderia aumentar de 100 g/t para até 400 g/t sem qualquer perda na recuperação.
7.5.3.2 Práticas com reagentes na flotação de minérios de PGM com predominância de sulfeto
Há muito pouca informação publicada disponível sobre a flotação de minérios de PGM em geral. A maioria das operações que processam minérios de PGM com predominância de sulfeto utiliza esquemas de reagentes semelhantes, com, talvez, uma escolha diferente de depressores hidrofóbicos de ganga. A maioria dessas plantas utiliza CuSO₄ como principal ativador de sulfeto. Nos últimos 10 anos, foram realizadas pesquisas extensas com o objetivo de encontrar melhores depressores de ganga.
O principal ativador de sulfeto utilizado na maioria das plantas em operação consiste em pequenas adições de CuSO₄, normalmente incorporadas às etapas de moagem secundária e flotação com captador. Embora o CuSO₄ melhore a recuperação de PGM, ele também pode reduzir o teor do concentrado, pois um excesso de CuSO₄ ativará os minerais de ganga. A Fig. 7.12 mostra o efeito do nível de CuSO₄ na relação entre teor e recuperação de PGM a partir do minério da Planta A de Morensky Reef. Nessas experiências, a carboximetilcelulose (CMC) foi utilizada como principal inibidor de ganga.
Teor total de PGM/g·t¹
Fig. 7.12 Efeito do nível de CuSO₄ na relação entre teor e recuperação de PGM
Nos últimos anos, vários ativadores alternativos foram analisados. Verificou-se que os ácidos orgânicos, juntamente com uma mistura de ácido orgânico e tioureia, podem substituir o CuSO₄, proporcionando uma melhoria significativa na recuperação e na seletividade dos PGM. Os resultados obtidos com o uso de diferentes ativadores no minério de Morensky são comparados na Tabela 7.13. O maior teor do concentrado e as maiores recuperações de PGM foram alcançados com o uso de uma mistura de ácido oxálico e tioureia. O uso de CuSO₄ como ativador foi analisado em relação ao momento da adição e ao tipo de depressor utilizado. Concluiu-se que o momento da adição do reagente desempenhou um papel importante na recuperação de PGM.
Tabela 7.13 Efeito de diferentes ativadores na flotação e no aprimoramento de PGM
| Ativador | Produto | Peso/% | Teor/g ·t¹ | Distribuição/% | ||||
| Pt | Pd | Au | Pt | Pd | Au | |||
| CuSO₄ = 220 g/t | Concentrado de limpador PGM | 1.67 | 120 | 61.8 | 8.26 | 70.0 | 67.0 | 60.0 |
| Concentrado bruto de PGM | 6.90 | 35.5 | 18.2 | 2.20 | 85.3 | 81.4 | 66.3 | |
| Cauda do rougher PGM | 93.10 | 0.45 | 0.31 | 0.08 | 14.7 | 18.6 | 33.7 | |
| Ração (cale) | 100.00 | 2.87 | 1.54 | 0.23 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
| Ácido oxálico/DETA (proporção de 80:20) = 350 g/t | Concentrado de limpador PGM | 1.10 | 198 | 101 | 13.2 | 74.2 | 70.5 | 60.6 |
| Concentrado bruto de PGM | 5.70 | 44.4 | 23.8 | 2.77 | 88.5 | 88.4 | 67.8 | |
| Cauda do rougher PGM | 94.3 | 0.35 | 0.19 | 0.08 | 11.5 | 11.6 | 32.2 | |
| Ração (cale) | 100.00 | 2.87 | 1.54 | 0.23 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
| Ácido oxálico/tioureia (proporção de 60:40) = 350 g/t | Concentrado de limpador PGM | 0.87 | 250 | 132 | 19.9 | 75.0 | 74.0 | 63.0 |
| Concentrado bruto de PGM | 4.02 | 66.6 | 35.9 | 3.78 | 92.3 | 93.3 | 69.1 | |
| Cauda do rougher PGM | 95.98 | 0.23 | 0.11 | 0.07 | 7.7 | 6.7 | 30.9 | |
| Ração (cale) | 100.00 | 2.90 | 1.55 | 0.22 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
O coletor primário utilizado na flotação de PGM é o xantato. Como opção de coletores secundários, ditiofosfatos e mercaptanos são utilizados em algumas instalações em operação. O tipo de xantato tem um efeito significativo nas taxas de recuperação de PGM. Estudos realizados no Complexo de Stillwater pelo Departamento de Minas dos EUA indicaram que o tipo de xantato teve um efeito significativo na recuperação de PGM (Tabela 7.14). A maior recuperação de PGM foi alcançada com o uso de xantato de amila de sódio e xantato de isobutila de sódio. O uso exclusivo de um coletor de mercaptano resultou em baixa recuperação de PGM. No entanto, ao utilizar xantato em combinação com mercaptano, obteve-se uma melhoria substancial nas taxas de recuperação de PGM.
Tabela 7.14 Efeito do tipo de xantato na recuperação de PGM do minério de Stillwater (EUA)
| Tipos de xantato | Concentre-se | Resíduos | ||||||
| Teor/g · t⁻¹ | Distribuição/% | Teor/g · t⁻¹ | Distribuição/% | |||||
| Pt | Pd | Pt | Pd | Pt | Pd | Pt | Pd | |
| Xantato de K-amilo | 34.1 | 89.9 | 64 | 54 | 1.24 | 4.96 | 36 | 46 |
| Xantato de na-amilo | 34.2 | 80.6 | 83 | 63 | 0.62 | 3.72 | 17 | 37 |
| Xantato de na-isobutila | 31.0 | 77.5 | 81 | 65 | 0.61 | 3.70 | 19 | 35 |
| Mercaptano | 55.8 | 114.7 | 53 | 35 | 1.55 | 6.51 | 47 | 65 |
| Xantato de na-isobutila + mercaptano | 31.0 | 83.7 | 90 | 80 | 一 | 一 | 10 | 20 |
Em estudos recentes, foi desenvolvida uma nova linha de coletores de PGM conhecida como série PM. Esses coletores consistem em uma mistura modificada com éster de xantato + mercaptano. O produto da reação forma um líquido oleoso de cor esverdeada. Os resultados obtidos com o uso da série PM de coletores são apresentados na Tabela 7.15. Obteve-se alta recuperação de PGM utilizando uma combinação de xantato de amila de sódio com o coletor PM301. O coletor PM306 foi o coletor mais seletivo da série PM300.
Tabela 7.15 Efeito dos coletores da série PM sobre o PGM recuperação do minério A da operação Morensky
| Colecionador | Concentrado de limpador PGM | Concentrado bruto de PGM | |||||||
| Teor/g · t⁻¹ | Distribuição/% | Teor/g · t⁻¹ | Distribuição/% | ||||||
| Pt | Pd | Pt | Pd | Pt | Pd | Pt | Pd | ||
| Na-isobutil | xantato+R3477 | 110 | 60.5 | 71 | 65 | 36.2 | 17.8 | 84.3 | 82.2 |
| Na-isobutil | xantato+PM301 | 160 | 98.5 | 82.3 | 80.6 | 65.2 | 36.1 | 94.4 | 94 |
| Na-isobutil | xantato+PM305 | 180 | 100.3 | 76.6 | 74 | 45.3 | 24.1 | 87.4 | 86.8 |
| Na-isobutil | xantato+PM306 | 244 | 128 | 73.3 | 71.8 | 67.2 | 37.7 | 86.6 | 84.3 |
| Na-isobutil | xantato+PM308 | 120.5 | 62.3 | 73.1 | 70.0 | 37.2 | 19.6 | 85.5 | 84.0 |
A escolha de um depressor para a redução de gangue hidrofóbica depende do tipo de gangue presente no minério. Durante o tratamento de minérios que contêm talco, a carboximetilcelulose (CMC) é normalmente utilizada como depressor de gangue ou, em algumas operações, goma de guar + CMC. Exemplos típicos de minérios que contêm talco são o Complexo Stillwater (EUA) e Lac des Illes (Canadá). Ambas as operações utilizam CMC para a separação do talco. Na operação de Stillwater, as dosagens de CMC são relativamente altas (ou seja, até 600 g/t) e são adicionadas ao moinho de bolas, aos separadores preliminares e aos separadores finos de PGM.
Estudos em laboratório e em planta piloto com o minério de Stillwater demonstraram que o peso molecular da CMC afetou tanto o teor de PGM quanto a recuperação. A Fig. 7.13 mostra o efeito do peso molecular do CMC na relação entre teor e recuperação de PGM. Os melhores resultados foram obtidos com o uso de CMC com peso molecular médio de 300.000, correspondente a uma viscosidade superior a 3.000 cps.
Estudos realizados por pesquisadores da Universidade da Cidade do Cabo (África do Sul) indicaram que o momento da adição de CMC teve um efeito significativo no teor e na recuperação dos sulfetos (portadores de PGM). É importante observar que, em várias plantas em operação no Recife de Morensky e no Complexo de Stillwater — das quais há resultados metalúrgicos disponíveis —, as recuperações totais de PGM variam de 82% a 85% de PGM. O teor do concentrado das operações de Morensky varia de 80 g/t a cerca de 120 g/t (Plantas A e B). A maioria dos contaminantes são silicatos e talco.
7.5.3.3 Teste com reagentes na flotação de minérios de Cu-Ni e Ni com PGM como subproduto
Na flotação de minérios de Cu-Ni e Ni, a ênfase é geralmente colocada na recuperação de Cu-Ni e Ni e no teor do concentrado, e a maior parte das pesquisas sobre esses minérios foi direcionada para a melhoria na recuperação de Cu-Ni e na separação de pentlandita e pirrotita, enquanto pouca ou nenhuma atenção foi dada à melhoria na recuperação de PGM. Nas operações da região de Sudbury (Canadá), os PGM são recuperados como subprodutos dos concentrados de Cu-Ni. O fluxograma idealizado da recuperação de PGM da Inco Metal (Sudbury, Canadá) é mostrado na Fig. 7.14.
Estudos laboratoriais realizados com minérios da Falconbridge, também da região de Sudbury, demonstraram que a recuperação de PGM pode ser melhorada com o uso de um coletor secundário. A Fig. 7.15 mostra o efeito do nível do coletor secundário na recuperação de PGM em um concentrado bruto de Cu-Ni. As maiores recuperações de PGM foram alcançadas utilizando-se o ditirofosfato de isobutila como coletor secundário.
Os dados da mina de Copper Cliff mostraram que cerca de 85% de platina foram recuperados em um concentrado de Cu-Ni, sendo que a maior parte provinha do concentrado de níquel. Os resultados metalúrgicos da mina estão apresentados na Tabela 7.16. Resultados semelhantes foram obtidos em outras unidades da Inco.
Tabela 7.16 Recuperação de platina na fábrica de Copper Cliff
| Produto | Peso/% | Ensaios/% (g · t⁻¹) | Distribuição/% | ||||
| Cu | Ni | Pt | Cu | Ni | Pt | ||
| Concentrado de cobre | 13.0 | 29.2 | 0.91 | 1.80 | 83.0 | 3.0 | 17.0 |
| Concentrado de níquel | 29.0 | 2.28 | 12.8 | 3.04 | 14.0 | 85.0 | 65.0 |
| Cores | 58.0 | 0.93 | 0.22 | 0.41 | 3.0 | 12.0 | 18.0 |
| Feed | 100.00 | 4.58 | 4.42 | 1.39 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
Na Região de Norilsk, foram realizados trabalhos de pesquisa sobre o minério disseminado de Cu/Ni-PGM de Oktyabrski. Esse minério contém PGM de alto teor, sendo que a maior parte é representada pelo paládio. Os resultados obtidos com o uso de diferentes coletores são apresentados na Tabela 7.17. Observou-se uma melhoria na recuperação geral de PGM ao utilizar xantato como coletor primário e ditiofosfato como coletor secundário. Uma ligeira melhoria nos resultados metalúrgicos foi alcançada com o uso de mercaptano como coletor secundário.
Tabela 7.17 Efeito dos coletores secundários sobre PGM, de oNorilsk (Rússia) – Cu/Ni-PGM disseminado minério
| Produto | Peso/% | Ensaios/% (g · t⁻¹) | Distribuição/% | ||||||
| Cu | Ni | Pt | Pd | Cu | Ni | Pt | Pd | ||
| Concentrado de CuCl | 10.25 | 29.6 | 0.8 | 6.5 | 55.0 | 92.0 | 9.1 | 13.9 | 32.2 |
| Concentrado de Ni/PGM | 5.58 | 2.0 | 12.8 | 55.0 | 188 | 3.4 | 79.4 | 75.0 | 60.0 |
| Concentrado a granel | 15.83 | 19.88 | 5.03 | 26.95 | 101.9 | 95.4 | 88.5 | 88.9 | 92.2 |
| Cauda em forma de flutuação volumosa | 84.17 | 0.18 | 0.12 | 0.63 | 1.62 | 4.6 | 11.5 | 11.1 | 7.8 |
| Cabeça (cale) | 100.00 | 3.3 | 0.9 | 4.8 | 17.5 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
| Concentrado de CuCl | 10.60 | 30.3 | 0.7 | 5.8 | 49.5 | 94.5 | 9.2 | 12.9 | 30.7 |
| Concentrado de Ni/PGM | 6.45 | 1.32 | 11.41 | 58.98 | 180.9 | 2.5 | 80.0 | 80.1 | 68.0 |
| Concentrado a granel | 17.05 | 19.34 | 4.81 | 25.92 | 98.97 | 97.0 | 89.2 | 93.0 | 98.7 |
| Cauda em forma de flutuação volumosa | 82.95 | 0.13 | 0.12 | 0.40 | 0.27 | 3.0 | 10.8 | 7.0 | 1.3 |
| Cabeça (cale) | 100.00 | 3.4 | 0.92 | 4.75 | 17.1 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
| Concentrado de CuCl | 11.49 | 27.5 | 1.2 | 6.1 | 52.0 | 90.3 | 15.1 | 14.9 | 35.4 |
| Concentrado de Ni/PGM | 6.29 | 1.16 | 9.83 | 52.4 | 165.5 | 2.1 | 68.0 | 70.1 | 60.2 |
| Concentrado a granel | 17.78 | 18.19 | 4.26 | 22.47 | 93.05 | 92.4 | 83.1 | 85.0 | 95.6 |
| Cauda em forma de flutuação volumosa | 82.22 | 0.31 | 0.18 | 0.86 | 0.92 | 7.6 | 16.9 | 15.0 | 4.4 |
| Cabeça (cale) | 100.00 | 3.5 | 0.91 | 4.7 | 17.3 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
7.5.3.4 Prática com reagentes na flotação de metais do grupo do platina (PGM) a partir de minérios que contêm cromo
Os principais problemas associados ao processamento de minérios com alto teor de cromo incluem os seguintes:
(1) O alto teor de cromo nos concentrados de PGM tem um efeito negativo no processamento piro e hidrometalúrgico.
(2) Os principais portadores de PGM são diversos minerais e ligas, cujas propriedades de flotação ainda não estão bem definidas. Esses minérios apresentam pouquíssimos ou nenhum sulfeto que sirva de portador de PGM.
Nos últimos anos, foram realizadas pesquisas extensas sobre esses tipos de minério, com o objetivo de encontrar um coletor de PGM e um inibidor de cromo mais eficazes. O trabalho de pesquisa foi realizado com o minério UG2 de alto teor de cromo. As análises químicas detalhadas do minério de alto teor de cromo utilizado nesta pesquisa são apresentadas na Tabela 7.18.
| Elemento | Platina | Paládio | Níquel | Enxofre | Cobre | Cromo | Ferro | Ouro |
| Pt | Pd | w(Ni) | w(S) | w(Cu) | w(Cr) | w(Fe) | Au | |
| Ensaios | 2,06 g/t | 1,29 g/t | 0.10 | 0.04 | 0.011 | 20.0 | 18.5 | <0,02 g/t |
Os minerais que contêm PGM neste minério incluem uma variedade de minerais de PGM (esperrilita) e suas ligas. Os principais problemas identificados em relação ao processamento desse tipo de minério foram:
(1) baixo teor do concentrado;
(2) baixa taxa de flotação de PGM;
(3) adição excessiva de cromo ao concentrado de PGM;
(4) alto consumo do coletor.
A razão para o elevado consumo de coletores foi a presença de quantidades pequenas, mas significativas, de lamas argilosas. O elevado consumo de coletores foi a principal causa da quantidade excessiva de cromo que chegou ao concentrado de PGM (principalmente na forma de partículas finas).
Os tipos de coletores secundários foram amplamente examinados em trabalhos de pesquisa. A Fig. 7.16 mostra o efeito dos coletores secundários na relação entre teor e recuperação de PGM. A maior recuperação de PGM foi alcançada com o uso do coletor PM443, que é um xantato modificado com amina e éster. Entre os depressores de lodo de cromo avaliados, estavam misturas modificadas de ácidos orgânicos, depressores RQ e uma mistura de ácido poliacrílico de baixo peso molecular com pirofosfato. O efeito de diferentes depressores de cromo nas análises de cromo do concentrado de PGM é ilustrado na Fig. 7.17.
Foi obtida uma melhoria significativa na supressão do cromo com o uso de supressores da série KM, que consistem em misturas de ácido orgânico e ácido acrílico de baixo peso molecular. Assim, é possível suprimir o cromo durante a flotação de PGM e, ao mesmo tempo, reduzir o consumo de coletor. A relação entre o nível de coletor e o nível do depressor KM3 é apresentada na Tabela 7.19. Os dados apresentados nessa tabela demonstram que o consumo total de coletor pode ser reduzido em 50% com o uso do depressor de lodo/cromo, o KM3. Ao mesmo tempo, as concentrações de cromo no concentrado de PGM diminuíram de 3,8% para 0,9% de Cr. É evidente que o alto consumo de coletor é responsável pelo alto teor de cromo no concentrado mais puro.
Tabela 7.19 Efeito do depressor KM3 no consumo do coletor duanelFlotação de PGM a partir de Minério com alto teor de cromo UG2
| Reagente/g · r¹ | Concentrado de limpador PGM | Concentrado bruto de PGM | |||||||||||
| Ensaios/% (g · t⁻¹) | Distribuição/% | Ensaios/% (g · t⁻¹) | Distribuição/% | ||||||||||
| Colecionador | Depressivo | Pt | Pd | Cr | Pt | Pd | Cr | Pt | Pd | Cr | Pt | Pd | Cr |
| 330 | 0 | 80.1 | 54.3 | 3.8 | 57 | 61 | 0.4 | 21.0 | 13.0 | 7.3 | 82 | 80 | 4.1 |
| 330 | 200 | 90 | 60.9 | 2.5 | 60 | 64 | 0.2 | 28.2 | 17.4 | 6.0 | 84 | 82 | 2.6 |
| 200 | 200 | 110 | 71 | 2.2 | 70 | 71 | 0.2 | 33.2 | 20.5 | 4.2 | 86 | 84 | 1.5 |
| 200 | 200 | 120 | 77.6 | 2.0 | 75 | 76 | 0.15 | 38.3 | 23.9 | 3.8 | 88 | 87 | 1.3 |
| 160 | 400 | 135.1 | 86.2 | 0.9 | 77 | 77 | 0.02 | 40.2 | 25.2 | 2.5 | 90 | 89 | 0.14 |
Foram realizados testes comparativos em ciclo contínuo fechado utilizando o esquema de reagentes atualmente empregado em uma planta em operação, e o novo esquema de reagentes foi desenvolvido durante a pesquisa com minério da planta de Waterval (África do Sul). Esses resultados são comparados na Tabela 7.20.
Tabela 7.20 Comparação dos resultados obtidos com o esquema de reagentes novo e o padrão da Waterval Plant
| Esquema de reagentes | Produto | Peso/% | Ensaios/% (g · t⁻¹) | Distribuição/% | |||
| Pt | Pd | Cr | Pt | Pd | |||
| Esquema recém-desenvolvido | Concentrado de PGM Cl | 2.08 | 89.54 | 55.54 | 1.02 | 89.0 | 86.1 |
| Cauda em pente PGM | 97.92 | 0.24 | 0.19 | 一 | 11.0 | 13.9 | |
| Ração (cale) | 100.00 | 2.10 | 1.34 | 一 | 100.0 | 100.0 | |
| Esquema padrão de calças | Concentrado de PGM Cl | 2.01 | 86.01 | 49.08 | 2.72 | 79.8 | 76.7 |
| Cauda em pente PGM | 97.99 | 0.45 | 0.31 | 一 | 20.2 | 23.3 | |
| Ração (cale) | 100.00 | 2.16 | 1.29 | 一 | 100.0 | 100.0 | |
Com a adoção do novo esquema de reagentes, foi alcançada uma melhoria substancial nos resultados metalúrgicos.
Esse novo esquema de reagentes incluiu o coletor PM443 e o depressor KM3. O tipo de coletor desempenha um papel significativo na recuperação de PGM a partir de minérios com alto teor de cromo. Os coletores foram analisados detalhadamente em vários minérios com alto teor de cromo, sendo que novos coletores da série PM foram incluídos na avaliação. Esses coletores são misturas modificadas com ésteres de xantato e ditiofosfatos. Os resultados estão apresentados na Tabela 7.21. A maior recuperação de PGM foi alcançada com a combinação de xantato de isobutila e do coletor PM303.
Tabela 7.21 Efeito de tipo de coletor em PGM coletor de resíduos mais grosseiros flotação de com alto teor de cromo minérios
| Tipo de coletor | Concentrado bruto PGE | Concentrado de rougher e scavenger da PGE | ||||||
| Teor/g · t⁻¹ | Distribuição/% | Teor/g · t⁻¹ | Distribuição/% | |||||
| Pt | Pd | Pt | Pd | Pt | Pd | Pt | Pd | |
| PAX① | 110.7 | 96.8 | 55.1 | 54.3 | 45.5 | 40.4 | 81.2 | 80.3 |
| PAX①R3477② | 120.4 | 98.5 | 66.3 | 64.2 | 44.3 | 39.8 | 84.8 | 83.5 |
| PAX①R404② | 110.1 | 97.0 | 64.3 | 62.1 | 46.3 | 41.1 | 85.2 | 83.6 |
| PAX①PM301 | 116.6 | 94.5 | 70.2 | 70.0 | 42.3 | 38.0 | 88.5 | 86.2 |
| PAX①PM305 | 113.8 | 96.3 | 80.2 | 80.0 | 43.3 | 39.6 | 92.5 | 91.1 |
| SIBX①PM303 | 122.4 | 97.9 | 82.2 | 81.0 | 44.6 | 40.1 | 92.3 | 92.1 |
7.5.3.5 Flotação de minérios de PGM em forma de óxido
Existem apenas alguns depósitos conhecidos de PGMs oxidados nos quais o minério se encontra em fase de desenvolvimento. Esses depósitos podem ser encontrados no Brasil e na Austrália. Os PGMs nesses minérios são geralmente representados por diferentes minerais e ligas de PGMs, finamente disseminados em uma matriz de ganga. O uso de um método de flotação com esquemas convencionais de reagentes resulta em baixas taxas de recuperação de PGM, variando de 65% a 70% de PGM. Estudos recentes realizados em um minério do Brasil indicaram que uma mistura de ácido orgânico e tioureia tem um efeito positivo na recuperação de PGM a partir de minérios oxidados.
A Fig. 7.18 mostra o efeito da tioureia modificada com ácido orgânico na flotação de PGM a partir de minério de PGM oxidado. Esses dados mostram que foi obtida uma melhoria substancial no teor e na recuperação de PGM com o uso de tioureia modificada com ácido orgânico.
7.5.4 Práticas operacionais no tratamento de minérios de metais do grupo do platina (PGM)
Ao contrário de outros fluxogramas e esquemas de reagentes para o tratamento de sulfetos, que são relativamente simples, os fluxogramas e esquemas de reagentes para o tratamento de minérios de PGM podem ser altamente complexos e variam de um tipo de minério para outro.
Em geral, o tipo de fluxograma utilizado para o tratamento de minérios de PGM depende, em grande parte, do tipo de minério. Por exemplo, os minérios com predominância de sulfetos apresentam o fluxograma mais simples, mas um esquema de reagentes relativamente complexo. Já os minérios de PGM que contêm cromo apresentam um fluxograma complexo, mas um esquema de reagentes relativamente simples.
7.5.4.1 Fluxogramas para o tratamento de minérios de PGM com predominância de sulfeto
Um fluxograma geral para o tratamento de minérios PMG com predominância de sulfeto é apresentado na Fig. 7.19. Pode haver algumas variações nesse fluxograma, tais como: (1) retratamento dos rejeitos de limpeza; (2) remoagem do concentrado de varredura; (3) o número de etapas de limpeza. Este fluxograma é utilizado em diversas operações no Complexo de Bushveld (África do Sul), no Complexo de Stillwater (EUA) e em Lac des Îles (Canadá).
7.5.4.2 Fluxogramas para o tratamento de minérios de PGM contendo Cu-Ni
Esses fluxogramas são geralmente projetados para o tratamento de minérios de Cu-Ni, com os PGM sendo recuperados como subproduto. Um fluxograma típico utilizado para tratar minérios de Cu-Ni contendo PGM é mostrado na Fig. 7.20. A configuração desses fluxogramas pode variar consideravelmente, dependendo da quantidade e do tipo de pirrotita presente no minério. Em alguns casos, quando o minério apresenta um alto teor de PGM contido na pirrotita, é necessária uma etapa adicional de recuperação de PGM.
7.5.4.3 Fluxograma utilizado para o tratamento de minérios com alto teor de cromo e contendo metais do grupo do platina (PGM)
Esses fluxogramas são projetados especificamente para manter o teor de cromo no concentrado de PGM o mais baixo possível, uma vez que o cromo é uma impureza indesejada. O fluxograma generalizado para o tratamento de minérios contendo PGM com alto teor de cromo é mostrado na Fig. 7.21. Normalmente, esses fluxogramas incluem uma flotação de PGM em duas etapas. Na etapa 1, um concentrado de PGM de alto teor é recuperado após a moagem grossa. Os rejeitos da etapa preliminar são remoídos, seguindo-se a etapa 2 de flotação e enriquecimento de PGM, na qual é recuperado um concentrado de baixo teor.
7.5.5 Esquemas de reagentes utilizados no tratamento de minérios contendo metais do grupo do platina (PGM)
Os esquemas de reagentes utilizados para o tratamento de minérios contendo PGM variam consideravelmente e dependem, em grande parte, do tipo de minério a ser tratado. Em algumas operações, a ênfase é colocada na maximização da recuperação de PGM, mantendo-se, porém, um concentrado de baixo teor. A Tabela 7.22 lista o tipo de minério e o esquema de reagentes, juntamente com os resultados metalúrgicos alcançados em algumas operações de PGM.
Tabela 7.22 Tipo de minério, reagente esquema e metalúrgico resulta deoperacionalplantas (Srdjan)M.Bul(Atovic, 2010)
| Nome da operação | Tipo de minério/esquema de reagentes/resultados metalúrgicos |
| Amplats – Mina nº 1, África do Sul, Morensky Reef | Minério: Minério de PGM com predominância de sulfetos, composto por Cu, Ni, pirrotita e alguma pirita. Esse minério contém uma quantidade razoável de minerais de ganga flutuáveis. Moagem: Até um tamanho de partícula (Kgo) de aproximadamente 105 μm.Reagentes: CuSO₄ = 200–300 g/t; CMC① = 200–400 g/t; xantato de amila = 100–250 g/t; ditiofosfato = 40–80 g/tMetalurgia: teor total do concentrado de PGM = 70–85 g/t; recuperação de PGM = 821 TP3T–851 TP3T |
| Amplats – Mina nº 2, África do Sul, Morensky Reef | Minério: Minério de PGM com predominância de sulfetos, contendo níquel, pirrotita e uma pequena quantidade de cobre. A ganga flutuável era composta principalmente por talco e cloritos.Moagem: até um tamanho de partícula (Kgo) de 87 μm Reagentes: CuSO₄ = 100–200 g/t; xantato de dibutilo = 320 g/t; goma de guar modificada = 200–250 g/tMetalurgia: 90–100 g/t de PGM total no concentrado; recuperação de PGM = 801 TP3T–821 TP3T |
| Amplats – Mina nº 3, África do Sul, Morensky Reef | Minério: Depósito de PGM com predominância de sulfetos, contendo Cu/Ni e uma mistura de pirita e pirhotita. As principais gângas flutuáveis são calcita e cloritos, com uma pequena quantidade de resíduos. Moagem: Kgo = 95 μm; Reagentes: CuSO₄ = 100–150 g/t; xantato de isopropila = 150 g/t; guar = 150–200 g/t; mercaptano = 30–40 g/tMetalurgia: PGM total no concentrado = 110–120 g/t; recuperação de PGM = 841 TP3T–861 TP3T |
| Continuação da Tabela 7.22 | |
| Nome da operação | Tipo de minério/esquema de reagentes/resultados metalúrgicos |
| Complexo de Stillwater, Montana, EUA | Minério: Cu e Ni contendo PGM, com predominância de sulfetos, associados a PGM. O principal mineral flutuável da ganga é o talco.Moagem: K₈o = 115 μm; Reagentes: CMC = 400–600 g/t; xantato de amila de sódio = 80–150 g/t; ditiofosfato = 20–40 g/tMetalurgia: PGM total no concentrado = 300–600 g/t; recuperação de PGM = 861 TP3T–881 TP3T |
| Complexo de Norilsk, Sibéria, Rússia | Minério: Minério de sulfeto maciço de Cu/Ni com alto teor de PGM. A maior parte do PGM está contida na pentlandita e na pirrotita monoclínica. Os principais minerais de ganga são a serpentina e a pirrotita. Moagem: Kgo = 74 μm; Reagentes: cal = 200–300 g/t; CuSO₄ = 0–300 g/t;mistura de xantato = 40–60 g/t; aeroflot = 20–30 g/t. Metalurgia: o teor é variável; recuperação de PGM = 701 TP3T–851 TP3T. |
| UG2 Usina A do Recife de Morensky | Minério: Predominância de PGM com algum cromo. Os principais minerais de ganga são calcita, silicato e algum aluminosilicato. O minério contém uma quantidade moderada de lamas argilosas.Moagem: K₈o = 85–100 μm; Remoagem: remoagem dos resíduos intermediários; Reagentes: xantato de amilo de potássio = 300–400 g/t; ditiofosfato = 30–50 g/t; goma guar = 50–100 g/tMetalurgia: PGM total no concentrado = 300–400 g/t; recuperação de PGM = 801 TP3T–841 TP3T |
| UG2 Usina B do Recife de Morensky | Minério: minérios com predominância de PGM — com muito poucos sulfetos. Os principais minerais de ganga incluem silicatos, mica, aluminosilicatos e algum cromo. Moagem: Kgo = 95 μm; Remoagem: rejeitos mais limpos; Reagentes: xantato de isobutila de sódio = 280–350 g/t; ditiofosfato = 50–60 g/t; CuSO₄ = 50–100 g/t; goma guar = 50–100 g/t. Metalurgia: PGM total no concentrado = 180–200 g/t; recuperação de PGM = 801 TP3T–821 TP3T. |
| Nome da operação | Tipo de minério/esquema de reagentes/resultados metalúrgicos |
| Barreira Recife Planta WF1 | Minério: minério de PGM com alto teor de cromo. Os principais minerais de ganga são a cromita, com alguns silicatos, calcita e lamas argilosas. Moagem: K₈o = 150 μm para a etapa 1; K₈o = 90 μm para a etapa 2. Remoagem: rejeitos mais limpos. Reagentes: mistura de xantatos = 250–300 g/t; mercaptano = 30–50 g/t; guar modificado = 50–100 g/t; CuSO₄ = 50–100 g/t. Metalurgia:PGM total no concentrado = 80–110 g/t a 2,751 TP3T; recuperação de PGM com Cr₂O₃ = 831 TP3T |
| Usina WF2 da Amplats em Barrier Reef | Minério: minério de PGM com alto teor de cromo. Os minerais de ganga predominantes são a cromita, com alguma ganga não opaca. O minério contém uma quantidade moderada de lamas argilosas.Moagem: K₈o = 150 μm para o estágio 1; K₈o = 95 μm para o estágio 2. Reagentes: xantato de isobutila = 200–300 g/t; ditiofosfato = 20–35 g/t; guar modificado = 50–100 g/t. Metalurgia: PGM total no concentrado = 75–90 g/t a 951 TP3T; Cr₂O₃; recuperação de PGM = 831 TP3T. |
① CMC, carboximetilcelulose.
Na maioria das operações, o consumo de coletor é relativamente alto, especialmente em plantas que processam minérios com alto teor de cromo. Parece que os concentrados de PGM com alto teor de cromo estão, de fato, relacionados a um alto consumo de coletor, o que geralmente resulta do aprisionamento de partículas finas de cromo no concentrado. De fato, o alto consumo de coletores está relacionado à presença de lamas argilosas, conhecidas por consumirem coletores. Estudos recentes realizados em minérios com alto teor de cromo indicaram que o consumo de coletores pode ser substancialmente reduzido (ou seja, em até 60%) com o uso de um depressor/dispersante adequado para lamas.
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