Os resíduos de equipamentos elétricos e eletrônicos é um dos fluxos de resíduos que mais cresce no mundo. O aumento na produção destes equipamentos como resultado dos avanços tecnológicos e a sua rápida obsolescência promovem o aumento de geração deste tipo de resíduos. Portanto, este trabalho tem como objetivo estudar a recuperação de níquel presente no licor de lixiviação de placas de circuito impresso de telefones celulares obsoletos, através da aplicação de processos hidrometalúrgicos e eletrometalúrgico. Inicialmente, foram preparadas soluções sintéticas a partir da composição química do licor de lixiviação das frações magnética (MA) e não magnética (NMA) das placas de circuito impresso cominuídas. Os elementos presentes nas soluções são: ferro, zinco, níquel e alumínio. Posteriormente, foi realizada uma etapa de remoção do ferro, através de precipitação seletiva. A morfologia e a composição química do precipitado foram analisadas através de Microscopia Eletrônica de Varredura (MEV) e EDS, respectivamente. A composição química das soluções resultantes da precipitação foi determinada através da técnica de espectrofotometria de absorção atômica. Através do processo de precipitação conseguiu-se uma porcentagem de remoção de ferro na solução NMA de 99,6% e na solução MA de 99,9%, porém, observou-se também a coprecipitação de zinco, alumínio e níquel. Com as soluções resultantes desta etapa, foi realizada a purificação das soluções através de extração por solvente, utilizando Cyanex 272 como agente extratante. As variáveis estudadas nos ensaios de extração por solvente foram: pH, concentração do extratante, relação fase aquosa/orgânica (A/O) e temperatura. . Além disso, também foi determinado o número de contatos necessários para a extração de ferro, zinco e alumínio, obtendo assim, uma solução aquosa contendo unicamente níquel. Finalmente, foram realizados os ensaios de eletrodeposição para a obtenção de níquel metálico. Foi avaliado o efeito da temperatura sobre o filme depositado. A morfologia dos depósitos e a espessura da camada foram analisadas através do MEV, verificando que o aumento da temperatura influencia nas características do depósito obtido. / Electric and electronic waste (e-waste) is one of the fastest growing waste streams in the world. Continuous increasing production owing to the technological advances and the products consumption rise, all together with the rapid obsolescence of this scrap promotes the necessity of exchange and the increasing of generate waste. Therefore, the aim of this work is to study a recovering of nickel from leach liquor of cell phones printed circuit boards, through of hydrometallurgical and electrometallurgical process application. Firstly, was prepared synthetic solutions of both magnetic (MA) and nonmagnetic (NMA) fractions of printed circuit boards. The metal ions present in the synthetic solutions are: iron, zinc, nickel and aluminium. Afterwards was realized the iron removal stage, through both selective precipitation and solvent extraction process, in order to make a comparison of these techniques. The precipitates were analyzed across of scanning electron microscope (SEM), and the chemical composition of these solutions through atomic absorption spectrometry (AAS). With selective precipitation it was obtained 99,6% and 99,9% of iron removal with selective precipitation in NMA and MA solutions, respectively. Therefore, it was also observed co-precipitation of zinc, aluminium and nickel. With solutions after precipitation stage was carried out the solutions purification through solvent extraction using cyanex 272 as extractant. Solvent extraction test were studied different parameters, such as: equilibrium pH, extractant concentration, aqueous-organic (A/O) ratio and temperature. It was also determinates the stages number required for iron, zinc and aluminium extraction, to obtain nickel in aqueous solution uniquely. Finally, was carried out the electrodeposition test for obtain metallic nickel. Was analyzed the effect of temperature on the deposited layer. Surface Morphology and thickness of the deposits were evaluated by MEV, verifying that temperature increasing influences on deposited layer.

Magíster en Gestión y Dirección de Empresas / División Salvador perteneciente a la corporación CODELCO que está ubicada en la tercera región del país, específicamente en el campamento de el Salvador, posee en la actualidad una producción de 54.000 Ton de cobre fino por año, lo que la sitúa en la gran minería, los niveles de producción descritos son obtenidos por dos líneas productivas que hoy posee la división, que son la línea de operación de sulfuros y óxidos. El año 2013 la DSAL declaro el cierre total de operaciones en una de sus líneas productivas, óxidos, debido a la falta de reservas y los altos costos incurridos en años posteriores, para la cual se declaró un plan productivo que contemplaba aproximadamente un 25% de su capacidad nominal y asumiendo costos de cierre que bordeaba en promedio los 350 CuS$/Lb Cu. Esta decisión conlleva sus consecuencias en que DSAL que si se concretaba el cierre de la línea productiva podría pasar a ser de la mediana minería (Bajo niveles productivos de 50.000 Ton de cobre fino por año) por lo cual se realizaron los esfuerzos por entregar alternativas viables de producción por la línea mencionada, sin dejar de lado la componente de negocio que es vital para la continuidad del mismo en el tiempo. Fue así como se realizaron esfuerzos el año 2014 obteniendo un 217% sobre programa de producción y conteniendo los costos que bordearon en promedio los 145 Cus$ esto principalmente resultado en base a una operación de lixiviación de material OBL ROM y el ciclo de vida que contenía las pilas de alta ley. Para el año 2015 la línea óxidos tiene contemplado una producción de 1.540 Ton de cobre fino, pero la DSAL ha puestos los esfuerzos en estudiar y evaluar diferentes recursos disponibles en la división para obtener una mayor producción, esta tesis busca aportar para entregar parámetros y evaluaciones solidas de cada uno de estos materiales que puedan entregar viabilidad a cada uno de los sub-proyectos propuestos, se acotara en tres tipos de materiales debido al tiempo requeridos para las pruebas y el costo asociado a las pruebas industriales necesarias para minimizar el error de los modelos de negocios, los cuales serían : materiales de baja ley de óxidos y mixtos, material de ripios denominados históricos y material circulante (Proveniente de Potrerillos), para esto se realizaron estudios del tipo técnico (Metalúrgico y operativo) y evaluaciones económicas con diferentes escenarios y entregando análisis de sensibilidad acorde a la factibilidad, esto se espera sea un aporte para extender la vida de la línea Óxidos y un eje fundamental de la producción de DSAL en la búsqueda de maximizar su producción y disminuir sus costos en el corto y largo plazo. Con los resultados obtenidos en el presente trabajo, técnicamente es factible obtener cátodos de cobre por vía lixiviación de los 3 tipos de materiales estudiados en la división salvador, además se entregaron análisis la viabilidad económica de los posibles escenarios de acuerdo a los recursos con que cuenta la división, donde se da un horizonte de 3 años en el corto plazo, con operación de solo estos materiales como OBL, Circulante y OBL ROM, el análisis final entrega costos competitivos que según los resultados de modelación económica como plan integrado, se encuentran en costos de operación bajo los 126,5 Cus$/lb, rentable considerando que la evaluación contempla una operación mina-planta, sumado a la logística de transporte y comercialización del mismo.

Tesis para optar al grado de Magíster en Administración / Patricio Olivares O. [Parte I]no autoriza el acceso a texto completo de su documento / Patricio Olivares O. [Parte I Concentración AFE Estratégico y de Mercados ], Cristian Espoz [Parte II Concentración AFE Organizativo-Financiero] / La gran minería es una industria que está en constante dinamismo, con una fuerte presencia en nuestra economía, llegando a aportar hasta un 20% del PIB de nuestro país. El desarrollo de la minería genera negocios complementarios que dependen directamente de ella, por lo cual son importantes los niveles de inversión en esta industria, además del precio del cobre, como son la venta de insumos y producto y los de los servicios entregados, ya sea de tecnología, mantención, traslado, casinos, apoyo operacional, etc. las empresas que ofrecen estos servicios pasas a ser colaboradores en la producción y parte importante del desarrollo minero. Una preocupación constante del negocio minero es producir cobre sin sustentabilidad, ya sea con incidentes ambientales, a las personas o a las comunidades, sin productividad y a un alto costo, es por ello que las empresas colaboradoras tienen que satisfacer estas necesidades para poder participar del mercado. Nuestro emprendimiento es ayudar a nuestros clientes, la gran minería del norte de chile, en la sustentabilidad de sus procesos, a través de una operación estable, sin incidentes, con altos estándares, gran calidad y satisfacer sus necesidades comprometiéndonos con el cumplimiento de sus metas, con un equipo humano de excelencia, con innovación y soluciones creativas. Teniendo como principal ventaja en ser un socio estratégico más que una empresa contratista, compartiendo los ciclos de mercado, integrando nuestros procesos, entregando constante innovación y superando las metas de mercado capturadas a través de Benchmarking.

Diante da redução dos teores de níquel em minérios sulfetados, novos estudos têm sido realizados para extração e processamento de minérios lateríticos. O processamento destes minérios gera soluções contendo cobalto, que poderia ser recuperado por extração por solventes. No entanto, esta tecnologia possui riscos com relação à saúde ocupacional e incêndios. Como possível alternativa, a eletrodiálise é uma tecnologia utilizada para recuperação de metais de fontes líquidas, permitindo a separação de cátions e ânions pela aplicação de uma corrente elétrica em dois eletrodos. Quando comparada à extração por solventes, possui menor consumo de produtos químicos, pouca geração de resíduos e operação com menor dispêndio energético. O objetivo deste trabalho foi avaliar uma rota hidrometalúrgica para recuperação de uma solução sintética de sulfatos de cobalto (II), magnésio (II), manganês (II) e cromo (III), simulando concentrações obtidas numa etapa do processamento industrial de minérios lateríticos. Para tanto, foi construída uma unidade de eletrodiálise em acrílico transparente, onde foram posicionadas as membranas de troca catiônicas e aniônicas. Nas extremidades da unidade foram posicionados eletrodos de titânio revestidos com óxido de titânio e óxido de rutênio (70TiO2/30RuO2), para o cátodo e ânodo. Tanto as membranas quanto os eletrodos possuíram área de 16 cm². Duas configurações de eletrodiálise foram estudadas, uma visando à recuperação de íons e de ácido sulfúrico, e outra visando à concentração de íons. Posteriormente, a partir da solução concentrada, foi avaliada a recuperação do cobalto por três sistemas, eletrorrecuperação, precipitação e troca iônica. A eletrorrecuperação utilizou cátodos de cobalto, alumínio e aço inoxidável, e ânodos de titânio revestido (70TiO2/30RuO2). A precipitação utilizou hidróxido de sódio e ditionito de sódio. A troca iônica foi realizada em batelada, utilizando cinco tipos de resinas. No caso do sistema com cinco compartimentos, após 64 h aplicando-se densidade de corrente de 6,25 mA.cm-², os resultados indicaram extração aproximada de 76 % para Co2+, 69 % para Mn2+, 79 % para Mg2+ e 32 % para Cr3+. A recuperação de ácido sulfúrico foi comprovada pelo aumento da concentração de H2SO4 de 0,01 para 0,1 mol.L-1 no compartimento anódico. No caso do sistema com seis compartimentos, após 136 h aplicando-se densidade de corrente de 6,64 mA.cm-², os resultados indicaram extração aproximada de 95 % para Co2+, Mn2+, Mg2+ e SO42-, e de 85 % para Cr3+. O aumento da concentração no compartimento concentrado foi de 178 % para Co2+, 145 % para Mn2+, 165 % para Mg2+ e 79 % para Cr3+. A eletrorrecuperação de cobalto foi alcançada somente com cátodo de aço inoxidável, permitindo extração de 80 % do cobalto da solução, com densidade de corrente de 14,3 a 28,6 mA.cm-2. Não foi detectada deposição de cromo. A precipitação por hidróxido não permitiu a separação do cobalto do cromo, e a precipitação do cobalto por ditionito de sódio não foi detectada. A resina M4195 teve o melhor rendimento de adsorção para o cobalto em relação ao cromo, alcançando quase 40 % de extração. Os resultados confirmaram a viabilidade da eletrodiálise para produzir soluções tratadas e soluções concentradas de íons. A troca iônica e a eletrorrecuperação tiveram os resultados mais promissores para recuperação de cobalto. Dessa forma, a rota proposta pode ser uma solução complementar para recuperação de cobalto advindo do processamento de minérios lateríticos, em relação à técnica de extração por solventes. / Due to the depletion of nickel contents in sulfide ores, new studies have been carried out to extract and process lateritic ores. The processing of these ores generates solutions containing cobalt, which could be recovered by solvent extraction. However, this technology has occupational health and fire hazards. As a possible alternative, electrodialysis is a technology used for the recovery of metals from liquid sources, allowing the separation of cations and anions by the application of an electric current in two electrodes. When compared to solvent extraction, it has lower consumption of chemicals, less generation of waste and energy operation. The objective of this work was to evaluate a hydrometallurgical route to recover a synthetic sulfate solution containing cobalt (II), magnesium (II), manganese (II) and chromium (III), simulating concentrations obtained in one step of the industrial processing of lateritic ores. For this, a transparent acrylic electrodialysis unit was constructed, with cationic and anionic ion exchange membranes. At the extremities of the unit, titanium electrodes coated with titanium oxide and ruthenium oxide (70TiO2/30RuO2), were positioned as the cathode and anode. Both the membranes and electrodes had 16 cm² of area. Two electrodialysis configurations were studied, one aiming at the recovery of ions and sulfuric acid, and the other aiming at the concentration of ions. Thereafter, from the concentrated solution, the cobalt recover was evaluated by three systems, electrowinning, precipitation and ion exchange. The electrowinning tests were performed with cobalt, aluminum and stainless steel cathodes. Titanium coated electrodes (70TiO2/30RuO2) were used as anode. In the precipitation tests, sodium hydroxide and sodium dithionite were used. The ion exchange tests were performed in batch mode, using five types of resins. For the system with five compartments, after 64 h applying a current density of 6.25 mA.cm-², the results indicated an approximate extraction of 76 % for Co2+, 69 % for Mn2+, 79 % for Mg2+ and 32 % for Cr3+. The recovery of sulfuric acid in the anode compartment was confirmed by the increase of the H2SO4 concentration from 0.01 to 0.1 mol.L-1. For the system with six compartments, after 136 h applying a current density of 6.64 mA.cm-², the results indicated an approximate extraction of 95 % for Co2+, Mn2+, Mg2+ and SO42-, and 85 % for Cr3+. The concentration increase in the concentrate compartment was 178 % for Co2+, 145 % for Mn2+, 165 % for Mg2+ and 79 % for Cr3+. The cobalt electrowinning was reached only with the stainless steel cathode, allowing an extraction of 80 % of the cobalt from the solution, with current density from 14.3 to 28.6 mA.cm-². No chromium deposition was detected. Precipitation by hydroxide did not allow the separation of cobalt from chromium, and precipitation of cobalt by sodium dithionite was not detected. The M4195 resin had the best adsorption yield for cobalt over chromium, achieving almost 40 % extraction. The results confirmed the feasibility of the electrodialysis to produce treated solutions and concentrated solutions of ions. Ionic exchange and electrowinning had the most promising results for cobalt recovery. Thus, the application of the proposed route may be a complementary solution for the recovery of cobalt from lateritic ores processing, compared to solvent extraction.

Coordenação de Aperfeiçoamento de Pessoal de Nível Superior / Um dos principais problemas ambientais ligados as indústrias minerárias é o gerenciamento adequado dos seus resíduos. O armazenamento destes em locais não apropriados à espera de tratamento é uma questão que exige solução. A mina Osamu Utsumi localizada na cidade de Caldas, Minas Gerais, vem enfrentando esse problema. O resíduo desta mina consiste em uma lama alcalina gerada a partir da neutralização do pH da drenagem ácida de mina e é rico em vários metais, dentre os quais encontra-se o urânio. A recuperação do urânio por técnicas hidrometalúrgicas pode ser uma alternativa viável sobre o reaproveitamento desse material. Uma das técnicas mais indicadas para a recuperação do metal desse resíduo é a lixiviação alcalina. O presente trabalho objetivou definir um processo de lixiviação específico para a recuperação do urânio presente na lama e uma forma eficaz de concentrar o metal presente no licor da lixiviação. Estudou-se variáveis como porcentagem de sólidos, tempo, temperatura, seleção dos agentes extratores, concentração dos reagentes e necessidade ou não de se utilizar oxidantes. Os resultados mostram ser possível extrair 100% do urânio presente na lama sendo que as condições experimentais ideais são 10% de sólidos, [Na2CO3] a 0,50 molL-1, [NaHCO3] a 1,00 molL-1, 20 horas de reação à temperatura ambiente. A caracterização química da amostra realizada por espectrometria de raios-X por dispersão em energia (EDX) evidenciou elementos como Ca, S, Mn e Al como majoritários e o teor de U3O8 foi de 0,25%. A identificação das fases cristalinas, feita por técnica de difração de raios-X, mostrou a etringita (Ca6Al2(SO4)3.(OH)12.26H2O) como fase predominante, o gipso (CaSO4.2H2O) como fase maior, a calcita (CaCO3) como menor e a bassanita (CaSO4.0,5H2O) como fase minoritária. A etapa de concentração constou da avaliação das técnicas de precipitação e troca iônica. Para a precipitação utilizou-se solução de hidróxido de sódio a 10 molL-1 até que o pH da polpa chegasse a 12. Precipitou-se 62% do urânio presente no licor e o teor do metal no precipitado foi de 6,5%. A baixa recuperação na precipitação se deve ao excesso de íons carbonato do licor que interferiu tanto na precipitação quanto na troca iônica. Na precipitação o excesso de carbonato dificulta a desestabilização do ânion complexo [UO2(CO3)3]4- e no caso da troca iônica há a competição entre esses ânions e o íon CO32- pelos sítios de adsorção das resinas. Desta forma, para os ensaios de troca iônica, fez-se necessário submeter o licor gerado na lixiviação a ensaios com a finalidade de eliminar o excesso de íons carbonato. Para tal utilizou-se de aquecimento do licor, ou adição de cal para precipitação do carbonato de cálcio ou a diluição do licor com a solução de drenagem ácida de mina. Tais procedimentos visaram à obtenção de um licor com características adequadas para a posterior adsorção do urânio pelas resinas. As resinas testadas foram a DOWEX RPU e IRA 910 U e os carregamentos foram considerados satisfatórios para ambas, sendo esses valores de 65,0 e 60, 0 mg U/g, respectivamente. / Appropriate management of wastes is one of the most important environmental problems, particularly concerning the tailings of mining activities. Interim storage of the tailings at incorrect places pending treatment demands an urgent solution. The Osamu Utsumi Mine located in the city of Caldas, Minas Gerais, has faced such problem. The waste of the mine consists of an alkaline sludge produced during pH neutralization of acid drainage and is rich in several metals, including uranium. The recovery of uranium by a hydrometallurgical technique can be one alternative for the reuse of this material, alkaline leaching is one of the most indicated techniques to attain that purpose. The present work aimed to develop a specific leaching process for the recovery of uranium present in the sludge and to concentrate the metal in the leaching liquor in a effective way. The following parameters were assessed: solid percentages, residence time, temperature, selection of extracting agents, concentration of reagents and evaluating whether or not to apply oxidants. Results show the possibility of extracting 100% of the uranium contained in the sludge. The better conditions to reach the maximum solubilization are: 10% solid content, 0.50 molL-1 Na2CO3, 1.00 molL-1 NaHCO3, and 20 hours reaction time at room temperature. The chemical characterization of the sample by energy dispersive X-ray spectrometer (EDX) indicated Ca, S, Mn and Al as the main constituents of the sludge, and 0.25 % of U3O8. The crystallized phases present in the sample, according the X-ray diffraction, are ettringite (Ca6Al2(SO4)3.(OH)12.26H2O) as a predominant phase followed by gypsum (CaSO4.2H2O), calcite (CaCO3) and bassanite (CaSO4.0.5H2O) as the minority. The concentration step was composed by evaluate of precipitation technique and ionic exchange. In the precipitation stage, 10.0 moL-1 NaOH solution was added to the pulp to reach a pH of 12. The percentage of uranium precipitated from the liquor was 62% and the concentration of metal contained in the precipitate correspond a 6.5%. The low recovery is due to the excess of carbonate ions in the liquor that influenced in the precipitation and ionic exchange. The excess of carbonate in the precipitate hinders the destabilization of the Na4UO2(CO3)3 soluble complex and in the case of ionic exchange there is a competition between CO32- ion and [UO2(CO3)3]4- anion for the adsorption sites of the resins. Based on this fact it was necessary to submit the solution generated in the lixiviation stage to three different tests: heating, lime addition and dilution of the liquor with the acid mine drainage to eliminate the excess of carbonate ions. The aim of this procedure is to obtain a product with suitable characteristics to allow subsequent uranium adsorption by the resin. The adsorption capacities of the two resins used - DOWEX RPU and IRA 910 U were around 65.0 and 60.0 mg U/g of resin, respectively. Both adsorption capacities were considered satisfactory.

Coordenação de Aperfeiçoamento de Pessoal de Nível Superior / Na drenagem ácida de mina a contaminação pelo manganês é notável e se caracteriza como um dos principais problemas ambientais vivenciados pela indústria mineradora. Este elemento tem sido frequentemente encontrado em concentrações muito acima do limite permitido para o lançamento que, de acordo Resolução CONAMA No. 430, é de 1,0 mg/L. Neste contexto, a precipitação oxidativa com KMnO4, quando empregada para recuperação e remoção do manganês, se destaca como um processo promissor. Neste trabalho, a primeira etapa constou de um planejamento estatístico onde foi possível a avaliação da influência de parâmetros de processo e a modelagem empírica da precipitação oxidativa do Mn II em amostras preparadas em laboratório. Foram avaliados quatro parâmetros: a dose de KMnO4, o pH, o tempo de reação e a concentração da solução de KMnO4. Apenas a dose de KMnO4, o pH e a interação entre estes dois fatores apresentaram influência significativa sobre o processo de precipitação oxidativa do manganês. Na etapa de otimização, a análise do aspecto das superfícies de resposta, descritas por modelos matemáticos empíricos, permitiu avaliar as combinações entre o pH e a dose de KMnO4 que contribuem para uma maior eficiência do processo. Os melhores resultados foram obtidos para doses de KMnO4 de 1,63 mg KMnO4/mg Mn II em pH 3,0 e 1,54 mg KMnO4/mg Mn II em pH 5,0. As remoções de manganês observadas nestas condições foram 99,84% e 99,90% respectivamente, para uma concentração inicial de 100 mg/L. Posteriormente, o estudo cinético do processo utilizando soluções de Mn II preparadas em laboratório, mostrou que a precipitação do manganês com KMnO4 apresenta a vantagem de ser rápida. A concentração de Mn II decresceu exponencialmente atingindo limites inferiores a 1,0 mg/L em menos de 10 minutos de reação. A cinética da reação foi favorecida com a elevação do pH. Os precipitados formados apresentaram baixa cristalinidade com pequenas diferenças morfológicas em função do pH do meio, sendo a fase mineralógica encontrada a birnessita (MnO2), de acordo com espectroscopia RAMAN. Estas observações experimentais estão de acordo com os resultados da modelagem realizada com o programa PHREEQC, na qual a presença do óxido de manganês MnO2 foi confirmada nas fases birnessita, pirolusita e nsutita. Na etapa final, amostras de drenagem ácida oriundas de uma antiga mina de urânio desativada foram caracterizadas quimicamente e submetidas ao tratamento com KMnO4 em escala laboratorial. A caracterização das amostras mostrou que os parâmetros que estão fora da especificação segundo a legislação são o manganês, o fluoreto e também o pH. Além disso, as concentrações de cálcio, alumínio e sulfato são relativamente elevadas. O ensaios de precipitação oxidativa foram conduzidos em valores de pH 3,0, 5,0 e 7,0. Em pH 7,0 o processo mostrou-se mais eficiente, não apenas em relação a remoção de Mn II, que alcançou níveis de aproximadamente 99 %, mas também em termos da velocidade de reação, sendo o equilíbrio atingido em 10 min de reação. Verificou-se uma remoção mais significativa dos outros componentes como ferro, alumínio e urânio na etapa de ajuste do pH para 7,0 com NaOH. Os precipitados formados na etapa de oxidação não apresentaram cristalinidade, contudo foram identificadas as fases birnessita (MnO2), hausmanita (Mn3O4) e manganita (MnOOH), de acordo com espectroscopia RAMAN. Além do manganês, foram detectados nos precipitados: alumínio, cálcio, zinco, urânio, terras raras, oxigênio e flúor. A simulação com o PHREEQC permitiu a identificação das fases termodinamicamente possíveis em cada etapa do processo. Na etapa de ajuste de pH foram formadas, principalmente, fases contendo ferro, urânio, alumínio e o manganês. A etapa de adição do agente oxidante foi caracterizada por remoções de manganês nas fases birnessita (MnO2), bixbyita (Mn2O3), hausmanita (Mn3O4), manganita (MnOOH), nsutita (MnO2), pirolusita (MnO2) e cálcio na forma de fluorita (CaF2) / The manganese contamination present in acid mine drainage is outstanding as one of the main environmental issues experienced by the mining sector. This element has been frequently found in concentrations much higher than the allowed limit for discharge which is 1.0 mg/L according to Brazilian legislation, CONAMA No. 430. In this context, the oxidative precipitation by KMnO4, when employed to recover and remove manganese is a promising process. In this work, throughout a statistical design it was possible to assess the influence of process parameters as well as the empirical modeling of oxidative precipitation of Mn II in laboratory prepared samples. The experiments consisted of evaluating four parameters: the KMnO4 dose, pH, reaction time and concentration of KMnO4 solution. Only the dose of KMnO4, the pH and the interaction between these two factors have shown significant influence. In the optimization stage, by observing the aspect of the response surfaces, described by empirical mathematical models, it was possible to find out the combinations between pH and KMnO4 dose that could increase the process efficiency. The best results were obtained throughout trials conduct at pH 3.0 with KMnO4 ratio of 1.63 mg KMnO4/mg Mn II and at pH 5.0 with ratio of 1.54 mg KMnO4/mg Mn II. The manganese removals under these conditions were 99.84% and 99.90%, respectively. Subsequently, the kinetics study was carried out by using solutions of Mn II prepared in the laboratory. The results have shown that the precipitation of manganese by KMnO4 has the advantage of being fast. The concentration of Mn II decreases exponentially reaching the lower limit of 1.0 mg/L around 10 minutes of reaction. Additionally, the kinetics of the reaction is favored with increasing pH. The produced precipitates have low crystallinity and show slight morphologic differences according to the pH assessed. The main mineral phase identified by RAMAN spectroscopy was birnessite (MnO2). These experimental observations match with the modeling results performed withPHREEQC, in which the presence of manganese oxide MnO2 was identified as birnessite, pyrolusite and nsutita. In the final step, samples of acid mine drainage originated from one former and inactive uranium mine were chemically characterized and underwent with KMnO4 in bench scale. The samples characterization showed that manganese, fluoride and the pH are beyond limits set by legislation. Furthermore, the calcium, aluminum and sulphate are present in relatively high concentrations. The oxidative precipitation trials were carried out at pH 3.0, 5.0 and 7.0. At pH 7.0 the process was more efficient for the removal of Mn II, which accomplished levels of approximately 99%, and also in terms of reaction rate, the equilibrium was achieved within 10 min of reaction. Under the same condition i.e., at pH 7.0, there was an increase in the removal of other components such as iron, aluminum and uranium. The precipitates formed were not crystalline; nevertheless it was possible to identified the phases birnessite (MnO2), and possibly hausmanita (Mn3O4) and manganite (MnOOH) by RAMAN spectroscopy. Besides manganese, the species aluminum, calcium, zinc, uranium, rare earths, oxygen and fluorine were also detected in the precipitated. The simulation with PHREEQC enabled the identification of thermodynamically possible phases at each stage of the process. In the step of pH adjustment, essentially, phases containing iron, uranium, manganese and aluminum are formed. The adding of KMnO4 is characterized by manganese and calcium removal as birnessite (MnO2), bixbyite (Mn2O3), hausmaninte (Mn3O4), manganite (MnOOH), nsutite (MnO2), pyrolusite (MnO2) and fluorite (CaF2).

Em algumas minerações onde ocorre a presença de minerais sulfetados, na forma de pirita, pode ocorrer drenagem ácida de mina (DAM), constituindo um dos principais problemas de impacto ambiental. Para evitar que a DAM comprometa os compartimentos aquíferos e atinja as imediações às minerações, realiza-se um tratamento que consiste na sua neutralização com uma suspensão de cal hidratada. Os contaminantes que se encontravam solúveis na DAM são precipitados permanecendo na fase sólida. O trabalho ora apresentado visa à recuperação de urânio e de terras raras presentes em um destes precipitados que é constituído de diuranato de cálcio (DUCA), em referência ao composto de urânio presente e hidróxidos metálicos em uma matriz de sulfato de cálcio. Este material apresenta teor de aproximadamente 0,25% de octóxido de triurânio (U3O8) e 2,5% de óxidos de terras raras (TR2O3). A recuperação de urânio e de terras raras contidos no precipitado foi realizada através de um processo hidrometalúrgico, envolvendo etapas de lixiviação sulfúrica, extração por solvente e precipitação. Da massa de DUCA estocada na cava da mina é prevista uma recuperação de aproximadamente 12 toneladas/ano de U3O8, na forma de concentrado, diuranato de amônio (NH4U2O7), e 120 toneladas/ano de TR2O3 na forma de concentrado de hidróxido de terras raras (TR(OH)3). Resultados de ensaios de lixiviação com ácido sulfúrico apresentaram solubilização de 96% para urânio e 90% para terras raras. Na extração de urânio da lixívia obtida usou-se Alamina 336® e para as terras raras a Alamina Primene JMT®, para a re-extração de urânio e de terras raras usou-se soluções de cloreto de sódio e solução do ácido clorídrico, respectivamente. Obteve-se um rendimento de 99,7% e de 99,9%, nas etapas de extração e de re-extração de urânio da lixívia respectivamente. O rendimento de precipitação de urânio foi de 99,9%. Na extração de terras raras conseguiu-se rendimento de 99,9% para o Ce, 99,7% para o La e 92,0% para o Nd. Os precipitados de urânio e de terras raras obtidos apresentaram respectivamente purezas de 85,7% de U3O8 e 57,75 % de TR. O trabalho dará suporte para as decisões das Indústrias Nucleares Brasileiras (INB) na atividade de remediação ambiental da cava da mina. / In some mines, where sulfide minerals can occur in form of pyrite, acid mine drainage may occur (AMD), as it constitutes one of the main environmental impact problems. To prevent the AMD to compromise aquifers compartments and reach the mine surroundings, a treatment consisting in its neutralization with the use of a hydrated lime suspension is conducted. Contaminants that were soluble in the AMD are precipitated, remaining through their solid phase. The work here presented aims at the recovery of uranium and rare earths found in one of these precipitates, which consists of calcium diuranate (DUCA, in reference to the uranium compound) and metal hydroxides in a calcium sulfate matrix. This material contains approximately 0.25% of triuranium octoxide (U3O8) and 2.5% of rare earth oxides (TR2O3). The recovery of uranium and rare earths contained in the precipitate was performed through a hydrometallurgical process involving steps of sulfuric leaching, solvent extraction and precipitation. From the stored DUCA mass, a recovery of approximately 12 tons/year of U3O8 in the form of concentrate, ammonium diuranate (NH4U2O7) and 120 tons/year of TR2O3 in the concentrate form of rare earths hydroxide (TR(OH)3) is expected. Test results of leaching with sulfuric acid presented solubilization of 96% for uranium and 90% for rare earths. Alamina 336 was used for uranium extraction from lixiviation and Alamina Primene for the rare earths. For re-extraction of uranium and rare earths, solutions of sodium chloride and hydrochloric acid were used respectively. A percentage yield of 99.7% and 99.9% was obtained in the steps of uranium extraction and re-extraction from lixiviation, respectively. The precipitation yield of uranium was 99.9%. On the extraction of rare earths a yield percentage of 99.9% was obtained for Ce, 99.7% for La and 92.0% for Nd. The obtained uranium and rare earths precipitates presented purities of 85.7% (U3O8) and 57.53% (TR), respectively. This work will serve as support to the decisions made by the Brazilian Nuclear Industries (INB) over the environmental remediation activities of the mine open pit.

O aumento no consumo mundial de novos aparelhos eletroeletrônicos aliado à redução no tempo de vida útil destes equipamentos tem como principal consequência ao meio ambiente a geração de resíduos. No Brasil, com a instituição da Política Nacional de Resíduos Sólidos, criou-se a obrigatoriedade legal da responsabilidade dos fabricantes pela logística reversa dos equipamentos eletroeletrônicos, incentivando pesquisas para o desenvolvimento dos métodos de reciclagem e tratamento dos materiais descartados. O processo de lixiviação foi avaliado como alternativa à etapa de separação magnética presente nas atuais rotas hidrometalúrgicas para recuperação de metais valiosos de placas de circuito impresso. Para avaliar a composição das placas, foi realizado ensaio de dissolução em água régia. As amostras foram moídas e submetidas a ensaios de lixiviação com ácido sulfúrico nas concentrações de 1 e 2mol/L, às temperaturas de 75ºC, 85ºC e 95ºC, durante 24 horas. Com ácido sulfúrico 2mol/L a 95ºC, o tempo necessário para se obter 100% de extração do ferro foi de 2 horas. Nestas condições, não foi detectada a presença de cobre dissolvido. A cinética da reação é controlada por reação química e obedece a equação .=1(1)3. A energia de ativação aparente do processo equivale a 90kJ/mol. / The increase in world consumption of new electronic equipment along with the reduction of its lifespan has brought an environmental issue due to waste generation. In Brazil, the National Solid Waste Policy establishes that manufacturers should respond for the reverse logistics of consumer electronics devices. This policy encouraged research to the development of methods of treatment and recycling of discarded materials. Acid leaching was analyzed as an alternative to the magnetic separation process widely used in hydrometallurgical routes for precious metals recovery from PCBs. Aqua regia was used to dissolve PCBs and thus characterize samples. The samples were milled and leached with sulfuric acid 1 and 2mol/L, at temperatures of 75ºC, 85ºC and 95ºC, during 24 hours. With sulfuric acid 2mol/L at 95ºC, the necessary time for 100% iron extraction was 2 hours. Under these conditions, no copper was detected. Reaction kinetics is controlled by chemical reaction and follows the expression .=1(1)3. Apparent activation energy equals 90kJ/mol.

Em virtude das várias aplicações do cobre, acredita-se que a demanda por esse metal irá aumentar nos próximos anos, e consequentemente, o seu preço. Dessa forma, as mineradoras enfrentam o desafio de aprimorar e aperfeiçoar os processos produtivos a fim de atender sua futura demanda. Frações de cobre podem ser encontradas no licor de lixiviação do minério limonítico de níquel e a troca iônica com adsorvente sólido é uma das tecnologias disponíveis para promover a sua recuperação e o seu reaproveitamento. O presente trabalho teve como objetivo estudar o processo de adsorção dos íons de cobre presente em um licor sintético baseado no licor de lixiviação atmosférica do minério limonítico de níquel através de um sistema de resina de troca iônica utilizando a resina quelante Dowex XUS43605. A viabilidade da técnica escolhida foi analisada em função da influência de parâmetros por meio de ensaios em batelada e coluna de leito fixo utilizando uma solução sintética. O tempo de contato, o pH, a massa de resina e a temperatura foram avaliados. A resina quelante Dowex XUS43605 mostrou-se mais seletiva para o cobre em pH igual a 1,5, tendo sido definido esse pH como o de trabalho. Verificou-se que 1g é uma dosagem suficiente para recuperar o cobre da solução em escala laboratorial considerando 50mL de solução sintética. O incremento na temperatura não alterou a adsorção do cobre pela resina, sendo determinado que a temperatura de trabalho esteja entre 25-35°C. O modelo de isotermas de adsorção de Langmuir apresentou melhor ajuste entre a resina e o cobre do que os modelos de Freundlich e de Temkin. O modelo cinético pseudosegunda-ordem descreveu o processo de adsorção considerando a quimiossorção como a etapa limitante. Os ensaios em coluna de leito fixo possibilitaram a produção de uma solução com concentração reduzida de Cu2+ em 93% na etapa de carregamento. Pela etapa de eluição com ácido sulfúrico (H2SO4) 1mol/L, obteve-se uma solução 10 vezes mais concentrada em Cu2+ com relação à solução sintética. A solução resultante da etapa de eluição seguiu para os ensaios de precipitação, a qual permitiu a separação do cobre dos íons metálicos pela ação do agente precipitante CaCO3 e a geração de um precipitado composto por três fases: brochantite [Cu4SO4(OH)6], posnjatike [Cu4SO4(OH)6.H2O] e gesso (CaSO4.2H2O). / Considering the various applications of copper, it is believed that the demand for copper will increase in the coming years and, consequently, its price. Hence, the mining companies face the challenge of improving the productive processes to supply their future demand. Copper fractions can be found in liquor leaching nickel limonite ore and ion exchange with solid adsorbent is one of the available technologies which promote its recovery and reuse. The present work was aimed at studying the adsorption process of copper ions present in a synthetic liquor based on the atmospheric leaching liquor of the nickel limonite ore through an ion exchange resin system using Dowex XUS43605 chelating resin. The feasibility of the chosen technique was analyzed in relation to the influence of parameters by means of batch and fixed bed tests using a synthetic solution. The contact time, pH, amount of resin and temperature were evaluated. Dowex XUS43605 chelating resin showed to be more selective for copper at pH 1.5, and this pH was defined as the working pH. It has been found that 1g is a sufficient dosage to recover copper from the solution on a laboratory scale considering 50mL of synthetic solution. The increase in temperature did not change the adsorption of the copper by the resin, and it was determined that the working temperature is between 25-35°C. The Langmuir adsorption isotherms model showed a better fit between resin and copper than the Freundlich and Temkin models. The pseudosecond-order describes the sorption process and it indicates that the rate-limiting step is chemisorption. The fixed bed column tests allowed the production of a solution with reduced concentration of Cu2+ in 93% the loading step. By the elution step with 1mol/L of sulfuric acid (H2SO4), a solution 10 times more concentrated in Cu2+ was obtained in relation to the synthetic solution. The solution from the elution step followed to the precipitation tests, which allowed the separation of copper from the metal ions by the action of the precipitating agent CaCO3 and the generation of a precipitate composed of three phases: brochantite [Cu4SO4(OH)6], posnjatike [CuSO4(OH)6.H2O] and gypsum (CaSO4.2H2O).

A presença da pirita (FeS2) em depósitos de rejeitos de carvão mineral pode causar danos ambientais. A pirita oxida e proporciona a geração da drenagem ácida de minas (DAM). Uma possível maneira de se evitar tal problema é separando a pirita e empregando-a para algum fim. Assim, o objetivo do presente trabalho foi desenvolver uma rota para sintetizar óxidos magnéticos a partir de um concentrado de pirita oriundo de rejeito de carvão. Experimentalmente, utilizou-se 300 kg de um concentrado com 73,2% de pirita em escala piloto. Realizou-se uma etapa de lixiviação aeróbica com água, em circuito fechado, com o intuito de se obter um extrato aquoso rico em íons férricos. A seguir, procederam-se mudanças no sistema de forma a estabelecer uma condição anaeróbia e redutora ao meio para obterem-se íons ferrosos. O lixiviado, rico em íons Fe2+ e SO4 2-, foi misturado com etanol para a precipitação do ferro como melanterita. Duas rotas para a produção de óxidos ferromagnéticos foram avaliadas. Primeiro, para a síntese de ferritas, utilizou-se o direto ajuste de pH da solução lixiviada reduzida até 10,5 durante 4 dias e posterior precipitação do material magnético. Segundo, para a síntese da magnetita, os cristais de melanterita, obtidos pela precipitação com etanol, foram dissolvidos em água deionizada e procedeu-se o mesmo ajuste de pH e tempo reacional para a cristalização do ferro na forma de óxido. Os cristais foram separados por precipitação, lavados com água deionizada, secos e caracterizados em relação à composição elementar, cristalinidade, distribuição granulométrica, forma, termodecomposição e magnetização. Pode-se concluir que os procedimentos empregados resultaram na obtenção de ferritas e cristais de magnetita na faixa granulométrica entre 0,1 e 10,0 μm. As ferritas apresentaram medidas de magnetização de saturação e coercividade de 29 emu/g e 33,4 Oe e a magnetita de 86,6 emu/g e 75,2 Oe. Os rendimentos em relação ao Fe presentes no lixiviado reduzido (síntese da ferrita de zinco) e melanterita (síntese da magnetita) foram de 34,9% e 93,2%, respectivamente. A produção de reagentes e materiais com valor agregado a partir de concentrados de pirita, oriundo de um rejeito mineral é tecnologicamente viável. O custo estimado para a produção de nano e microgrãos de magnetita foi calculado em R$ 136,29/kg. O processo reduz o desperdício de materiais, minimiza impactos de descarte de resíduos ao meio ambiente e pode tornar-se uma fonte de recursos alternativa dentro da cadeia de produção de carvão. Deve-se ressaltar que os óxidos magnéticos encontram aplicações como pigmentos, em suspensões de meio denso, suporte magnético, agente de contraste em medicina e como material adsorvente. / The presence of pyrite (FeS2) in coal tailings deposits can cause environmental damage. Pyrite oxidizes and generates acid mine drainage (AMD). One possible way to avoid such a problem is by separating the pyrite and employing it for some purpose. Thus, the aim of the present work was to develop a route to synthesize magnetic oxides from a pyrite concentrated from coal rejects. Experimentally, it was carried out in a pilot leaching unit with 300 kg of a pyrite concentrate with of 73.2% FeS2. A step of aerobic leaching with closed circuit water was carried out in order to obtain an aqueous extract rich in ferric ions. Next, changes were made in order to establish an anaerobic and reductive condition in the medium to obtain ferrous ions. The leachate, rich in Fe2+ and SO4 2- ions, was mixtured with different proportions of ethanol to precipitate the iron as melanterite. Two procedures to produce ferromagnetic oxides were investigated. First, for ferrite synthesis, the reduced leachate had the pH adjusted to 10.5 and this condition was kept for a period of 4 days for crystallization of the magnetic material. Second, for magnetite synthesis, melanterite crystals obtained by the precipitation with ethanol (A.P) were dissolved in deionized water and the same pH adjustment and reaction time for the crystallization of the iron as ferrites was carried out. The crystals were separated by precipitation, washed with deionized water, dried, and characterized in relation to elemental composition, crystallinity, particles size distribution, shape, thermo-decomposition, and magnetization. The procedures applied resulted in ferrites and magnetite particles in particle size between 0.1 and 10.0 μm. Ferrite particles presented magnetization saturation and magnetization coercivity of 29 emu/g and 33,4 Oe and magnetite particles of 86.6 emu/g e 75.2 Oe. The yields, from the reduced leachate, were 34.9% for ferrites and 93.2% for magnetite. The production of reagent and materials with aggregate values from pyrite concentrates is viable. The estimated cost for nano and micro particles of magnetite synthesis was estimated in R$ 136.29/kg. The process reduces the waste of materials, minimize the discharge of wastes in the environment and could be source of resource in coal production chain. It should be noted that magnetic oxides find applications as pigments, in dense media suspensions, magnetic support, contrast agent in medicine, and as adsorbent material.