Reprocessamento do rejeito aurífero da Kinross Brasil Mineração

Resumo

Com o objetivo de elevar a produção de ouro, a Kinross Brasil Mineração (KBM) vem estudando ao longo dos anos diferentes tecnologias que permitam aumentar a receita e reduzir o custo do seu processo produtivo. A Kinross Paracatu possui duas plantas, sendo uma com capacidade de 20 MTPA (denominada Planta 1) e outra com capacidade de 41 MTPA (Planta 2). O processo consiste basicamente de um circuito de Britagem à Moagem à Ciclonagem à Flotação Convencional à Lixiviação. Ambas as plantas depositam os seus respectivos rejeitos de flotação em barragens de rejeitos.

As Plantas 1 e 2 depositaram os seus rejeitos na barragem de Santo Antônio, que no ano de 2015 foi desativada para fechamento. No ano de 2013 iniciou um estudo de viabilização do reprocessamento do rejeito da barragem de Santo Antônio, onde foram realizadas três campanhas de amostragens em vários pontos da barragem para realização de ensaios granulométricos e metalúrgicos.

Os resultados obtidos nos ensaios realizados demostraram que o material depositado ao longo dos anos, proporcionou uma segregação do ouro e material grosseiro nas áreas próximo a descarga do rejeito onde os resultados dos testes metalúrgicos apresentaram uma forte correlação entre a recuperação metalúrgica e teor de ouro alimentado.

Mediante aos estudos realizados avaliou-se a possibilidade de reprocessar o rejeito depositado na barragem de efluentes nos pontos onde ocorrera a segregação do ouro o qual poderia ser feito nas atuais plantas de tratamento de minério. A área definida para reprocessamento do rejeito foi a montante do dique central, figura I.

Figura I: Barragem de rejeito Santo Antônio

Para viabilização do projeto foram estudados dois cenários: o primeiro considerou o processamento de uma taxa de 1.000 tph através da aplicação de lavras por desmonte mecânico utilizando escavadeiras hidráulicas e transporte por caminhões de 30 t o qual seria alimentado blendado com o ROM; já o segundo contemplou a aplicação do desmonte hidráulico também para 1.000 tph, através de jatos de água a alta pressão no rejeito in situ. Este último seria alimentado diretamento no circuito de flotação rougher. A implantação do projeto foi em 2015, com inicio de produção no ano de 2016 com um aumento de produção prevista de 50.768 onças por ano.

1. INTRODUÇÃO

A Kinross Brasil Mineração (KBM) está localizada no município de Paracatu, região Noroeste do estado de Minas Gerais, distante cerca de 500 km de Belo Horizonte e 230 km de Brasília. O controle acionário da KBM pertence ao grupo canadense Kinross Gold Corporation. O grupo Kinross tem operações no mundo com minas nos Estados Unidos, África, Canadá, Rússia, Chile e Brasil. É uma das maiores produtoras de ouro do Brasil, responsável por 25% da produção nacional. O minério bruto ROM (Run of Mine) proveniente da lavra da mina é submetido a um conjunto de processos de beneficiamento. Esses processos são constituídos por etapas de britagem, moagem, concentração, hidrometalurgia e fundição. Na etapa de concentração é utilizado o método de flotação direta. O rejeito da flotação rougher é direcionado para a barragem de rejeitos, enquanto que o concentrado é direcionado para um circuito de flotação cleaner, O rejeito da flotação cleaner é redirecionada para a alimentação das rougher ou para o moinho SAG visando redução do consumo de água, enquanto que o concentrado da flotação cleaner é direcionada para o circuito de espessamento e remoagem, gerando o concentrado final a ser alimentado no circuito de lixiviação.

Figura II:  Fluxograma do processo de flotação

O processo de flotação da KBM (figura II), consiste em tratar o overflow do ciclone que classifica o produto da moagem e o underflow retornar para os moinhos como carga circulante. O overflow (80 % – 150 µm) alimenta as células roughers. O produto flotado obtido é reprocessado no circuito cleaner e o afundado direcionado para barragem de rejeito. Cerca de 100 % do rejeito da flotação segue diretamente para a barragem de rejeitos. O teor médio do minério lavrado a cada ano vem caindo ao longo do tempo, tendendo a estabilizar-se em torno de 0,402 g/t nos próximos anos. Isto faz com que a empresa trabalhe com o menor teor do mundo por tonelada lavrada.
     

2. METODOLOGIA
O processo de flotação da KBM (figura II), consiste em tratar o overflow do ciclone que classifica o produto da moagem e o underflow retornar para os moinhos como carga circulante. O overflow (80 % – 150 µm) alimenta as células roughers. O produto flotado obtido é reprocessado no circuito cleaner e o afundado direcionado para barragem de rejeito. Cerca de 100 % do rejeito da flotação segue diretamente para a barragem de rejeitos. O teor médio do minério lavrado a cada ano vem caindo ao longo do tempo, tendendo a estabilizar-se em torno de 0,402 g/t nos próximos anos. Isto faz com que a empresa trabalhe com o menor teor do mundo por tonelada lavrada.

Figura III: Massa de rejeito e ouro depósitados na barragem ano longo dos anos.

Como o ouro é 19x mais pesado que a água e o minério com uma densidade média de 2,81, o ouro naturalmente se concentra nas proximidade aos pontos de descarga de rejeito. Com base nestas informações iniciou-se uma campanha de amostragem na barragem Santo Antônio.

Figura IV: Disposição do rejeito e concentração do ouro

Foram realizadas três campanhas de amostragens:

• Julho de 2013, 04 amostras coletadas;
• Novembro de 2013, 104 amostras coletas;
• Dezembro de 2014, 161 amostras coletas.

O objetivo da primeira campanha de amostragem foi dar o inicio ao estudo de viabilização do reprocessamento do rejeito da baragem de Santo Antônio. O metodo utilizado para amostragem consistiu na perfuração de uma vala de 1 m de profundidade com o auxilio de uma retroescavadeira, onde foi amostrado na parede do furo. A área amostrada foi próximo a descarga do rejeito e o teor médio dos 4 pontos amostrados foram 6,255 g/t de ouro.

Figura V: Localização e método de amostragem da 1º Campanha.

De posse dos resultados da primeira campanha, iniciamos a segunda campanha de amostragem, cujo objetivo foi amostrar o maior número possível de amostras para se mapear a distribuição do ouro ao entorno da descarga de rejeito. Como a barragem de Santo Antônio ainda estava em operação e com pouca área de acesso, foi utilizada uma cavadeira articulada para coletar as amostras a uma profundidade de 0,5 m. As áreas amostradas foram nos lados esquerdo e direito da descarga do rejeito e ao logo do dique central. O teor médio dos 155 pontos amostrados foram de 0,902 g/t de ouro.

 Figura VI: Localização e método de amostragem da 2º Campanha.

Por fim, a terceira campanha de amostragem foi realizada visando obter informações da parte central, bordas a montante e jusante ao dique central, com objetivo de fazer a modelagem geográfica e cubagem da área a ser reprocessada. Para acessar aos pontos de amostragens foram necessários a utilização de uma escavadeira anfibia e um hovercraft. As coletas das amostras foram a uma profundidade de 0,5 m, com a utilização de uma cavadeira articulada. O teor médio dos 161 pontos amostrados foram de 0,238 g/t de ouro.

Figura VII: Localização e método de amostragem da 3º Campanha.

Algumas amostras foram divididas por faixa de teor de ouro. Foram 48 amostras com teor inferiores 0,150 g/t, 26 amostras com teores entre 0,150 a 0,190 g/t, 21 amostras com teores entre 0,191 a 0,300 g/t e 20 amostras com teores superiores a 0,300 g/t, para realização de ensaios granulométricos, flotação em bancada, mini planta piloto, testes gravimétricos e lixiviação.
 

Figura VIII: Ensaios Metalúrgicos no Laboratório.

       3.AVALIAÇÃO DOS RESULTADOS DOS TESTES DE LABORATÓRIOS

Foram realizados ensaios granulométricos com objetivo de mapear a disposição do material ao longo do período que foi depositado. Nos ensaios granulométricos foi observado que quanto mais próximo ao ponto de descarga do rejeito, mais o material apresentou-se mais grosseiro e com maior teor de ouro contido, como mostra a figura IX.

Figura IX: Correlação da Distribuição do quanto a granulometria.

Nos ensaios de flotação em bancadas com as amostras separadas por faixa de ouro, foi simulado um circuito de flotação rougher e cleaner conforme mostra a figura X, com objetivo de verificar se o material seria flotável. Utilizado os reagentes coletores PAX (60 g/t) e AP404 (40 g/t) e o espumante DF-250 (35 g/t), a massa utilizada para cada teste de flotação foi de 1,5 Kg.

Figura X: Fluxograma dos testes de flotação em bancada.

Observamos que a recuperação metalúrgica do ouro está correlacionada com a faixa do teor alimentado, ou seja, quanto maior o teor de alimentação melhor a eficiência metalúrgica, como mostra a figura XI.

 Figura XI: Correlação do Teor de Ouro com Recuperação metalúrgica.

Nos testes na mini planta piloto de flotação, também foi simulado um circuito de flotação rougher e cleaner, semelhante ao que estava sendo aplicado na planta de beneficiamento industrial, conforme mostra a figura XII, com o objetivo de verificar o comportamento do material em escala piloto com as mesmas condições da planta de tratamento de minério. A dosagem dos reagentes foram as mesmas da planta de beneficiamento, coletores PAX (45 g/t) e AP3473 (30 g/t), ativador de enxofre sulfeto de sódio (150 g/t) e o espumante MIBC (30 g/t). Os testes na mini planta piloto com uma operação continua num período médio de 6h e com uma massa de amostra total por teste de 70 Kg.

Figura XII: Fluxograma do Teste em Mini Planta Piloto.

As recuperações metalúrgicas da mini planta piloto não apresentaram resultados satisfatórios, podem ter sido influenciadas pela granulometria da amostra, principalmente na faixa de teores altos, onde o F80 foi de 180 micros, como mostra a figura XIII.

Figura XIII: Recuperação metalúrgica.

Para os testes de gravimétricos foram simulados um circuito gravimétrico como o aplicado na planta 2. Para a concentração gravimétrica foi utilizado um concentrador centrífugo Knelson de bancada com capacidade de processar 50 Kg/h e para cada teste foi utilizado em média 20 Kg de amostra. O concentrado Knelson foi submetido a lixiviação intensiva pelo método CIP (Lixiviação sem carvão) com a concentração de cianeto em 20.000 ppm, pH 10,5 e porcentagem de sólidos da polpa em 30 %. O objetivo foi identificar a proporção de ouro livre nas amostras separada por faixa de teor de ouro, como mostra a figura XIV.

Figura XIV: Fluxograma do Teste de Gravimetria.

Como era esperado o ouro apresentou-se liberado na maior proporção com o teor acima 0,191 g/t. Na lixiviação intensiva a recuperação não teve uma boa eficiência em nenhuma das faixas de ouro, possivelmente ao ouro encapsulado. A recuperação gravitica versus o teor alimentado apresentou uma forte correlação como mostra a figura XV, quanto maior o teor de ouro.

Figura XV: Recuperação Metalúrgica e Correlação com Teor Alimentado.

Para os testes de lixiviação foi utilizado os concentrados gerados pelos testes de flotação, figura XVI. O método CIL (Carvão em Lixiviação) que foi utilizado, a concentração de cianeto em 1.000 ppm, pH 10,5, concentração de carvão ativado 30 g/l e porcentagem de sólidos na polpa 47 %. O objetivo foi identificar a eficiência da lixiviação no concentrado da flotação.

Figura XVI: Recuperação Metalúrgica dos Testes de Lixiviação.

Os resultados da recuperação da lixiviação ficaram abaixo da faixa desejada (> 90 %), possivelmente devido a granulometria do concentrado de flotação, o mesmo não foi moído antes da lixiviação.  Existe uma correlação entre a recuperação da lixiviação versus o teor alimentado, isto em função da maior proporção de ouro livre na faixa de teor acima 0,301 g/t, como mostra a figura XVII.

Figura XVII: Recuperação Metalúrgica e Correlação da Recuperação versus Teor Back.

         4.MODELO DE RECUPERAÇÃO METALÚRGICA

 Baseado nos resultados obtidos nos ensaios de flotação em bancada e piloto foi desenvolvido um modelo de recuperação metalúrgica correlacionado com o teor de ouro alimentado na planta, figura XVIII.

Figura XVIII: Modelo de Recuperação Metalúrgica.

          5.CUBAGEM DAS ÁREAS AMOSTRADAS

As 269 amostras coletadas na área montante e a jusante do dique central da barragem foram mapeadas e analisadas, com objetivo de fazer a cubagem e a modelagem geográfica da área da barragem para definir o método de lavra. Estudos de estabilidade foram realizados visando avaliar o maciço da barragem, onde foi definido que a área de lavra deveria ser a montante do dique central, figura XIX.

Figura XIX: Cubagem e Modelagem da área Montante ao Dique Central.

         6.MÉTODO DE LAVRA

Após a cubagem e modelagem da área de lavra, foi definido que seria necessários dois métodos de lavra em função da granulometria do material, como já foi mencionado antes o material se encontra há uma granulometria grosseira com F80 > 150 micras próximo a descarga do rejeito e o F80 < 150 micras mais próximo ao dique central da barragem. Ambas frentes de lavra devem processar uma taxa 1.000 tph de material para viabilização do projeto.
        7.MÉTODO DE LAVRA POR DESMONTE MECÂNICO
Método adotado na produção em grande escala, por corresponder a um custo operacional reduzido e com alta produtividade. Para o material com F80 > 150 micras aplicaria o método de lavra por tiras, desmonte e carregamento mecânico com escavadeiras hidráulicas e transporte por caminhões de 30 t direcionado paras Plantas e blendado com o ROM, figura XX.

Figura XX: Desmonte e Carregamento Mecânico.

O material transportado via caminhão é depositado próximo a moega da britagem para ser alimentado por carregadeira na moega da britagem como mostra a figura XXI, by passando os britadores e alimentando o circuito de moagem e posteriormente a flotação.

Figura XXI: Fluxograma Circuito de Moagem e Flotação.

8.MÉTODO DE LAVRA POR DESMONTE HIDRÁULICO

Para o material com F80 < 150 micras método de lavra hidráulica, através de jatos de água a alta pressão no rejeito in situ, figura XXII.

Figura XXII: Método de Lavra Hidráulica.

O material bombeado até o circuito de flotação da Planta 1, alimenta duas bancadas de flotação sem passar pelo circuito de moagem, onde o concentrado cleaner é direcionado para hidrometalurgia e o rejeito rougher depositado na barragem de rejeito Eustáquio, como mostra a figura XXIII.

Figura XXIII: Fluxograma do circuito de desmonte, bombeamento e flotação

          9.DADOS DE PRODUÇÃO

 No ano de 2016 iniciou o reprocessamento do material pelo método de lavra por desmonte mecânico, alimentando as Plantas 1 e 2, blendado com o ROM. No período de janeiro de 2016 a agosto de 2017, alimentou as plantas 9.201.026 t e produziu 114.259 Oz de ouro, tabela I.

Tabela I: Dados de Produção.

Baseado nos ensaios realizados no laboratório foi criado um modelo de recuperação correlacionado com o teor de alimentação, na figura XXIV mostra que a recuperação metalúrgica atual está acima do modelo e confirmando a correlação do teor versus a recuperação.

Figura XXIV: Modelo Recuperação Metalúrgica.

O material pelo método de lavra hidráulica iniciou a operação em maio de 2017 alimentando duas bancadas de flotação roughers e uma cleaner, circuito de flotação da Planta 1. No ano de 2017 de maio a agosto, alimentou a planta 2.359.199 t e produziu 8.238 Oz de ouro, tabela II.

Tabela II: Dados de Produção.

Para o modelo de recuperação metalúrgica do material bombeado a recuperação real não atingiu o que era esperado em teores mais baixos, para teores altos ficou acima do modelo, como mostra a figura XXV.

Figura XXV: Modelo Recuperação Metalúrgica.

        10.CONCLUSÃO

A Gerencia de Desenvolvimento Tecnológico buscando sempre alternativas de otimização e melhoria na eficiência nos processos industriais de Tratamento de Minérios e Hidrometalurgia da Kinross, teve uma importância fundamental para viabilizar um projeto de suma importância para empresa no aspecto econômico. Com base em estudos realizados em escala de laboratório, foi definido os métodos de lavras e as rotas de processo para viabilizar o reprocessamento do rejeito depositado ao longo dos anos na barragem de Santo Antônio. Com base nos estudos realizados, o reprocessamento do material da barragem pelo método de desmonte mecânico iniciou sua operação em janeiro de 2016 e em maio de 2017 se iniciou a operação pelo método desmonte hidráulico, contabilizando a produção anual de ouro e contribuindo com o aumento da receita da empresa. De janeiro de 2016 a agosto de 2017 foram reprocessados 11.560.225 t de rejeito e produzidas 122.497 Oz de ouro. O grande desafio é aumentar eficiência da recuperação de ouro no processo de flotação do rejeito bombeado e futuras oportunidades de aumentar a capacidade de reprocessamento.