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.

O presente trabalho teve como objetivo desenvolver um protótipo para a produção hidrometalúrgica de sulfato ferroso heptahidratado (FeSO4.7H2O – melanterita). A matéria prima foi um concentrado de pirita obtido a partir de rejeitos do beneficiamento de carvão mineral. Construiu-se, em escala piloto, uma planta de lixiviação com 300 kg de um concentrado com 73,2% de pirita. Nesta unidade, realizou-se uma etapa de lixiviação com água, em circuito fechado, sob condições aeróbias, com o intuito de se obter um extrato aquoso rico em íons férrico e sulfato. A seguir, procederam-se mudanças no sistema de forma a estabelecer uma condição anaeróbia ao meio, transformando os íons férricos em ferrosos. O lixiviado, rico em Fe2+, foi precipitado na forma de sulfato ferroso heptahidratado pela adição de etanol. Esse precipitado foi submetido a uma etapa de recristalização, obtendo-se cristais de melanterita de maior pureza. Ambos os produtos foram caracterizado por análise química elementar e difração de raios X. Os cristais de melanterita recristalizados apresentaram alta pureza, com qualidade para uso químico e farmacêutico. Assim, desenvolveu-se uma nova rota para produção de sulfato ferroso tendo como matéria-prima um concentrado de pirita da mineração de carvão (usualmente o sulfato ferroso é produzido como coproduto da produção de ilmenita e aço). A tecnologia apresenta uma elevada conversão do ferro lixiviado em melanterita e os insumos necessários são pirita, água e álcool etílico. A proposta abre uma nova possibilidade de uso dos rejeitos de carvão e a possibilidade de comercialização de outro produto na cadeia produtiva de carvão mineral. / The aim of this work was to develop a prototype for hydrometallurgical production of ferrous sulfate heptahydrate crystals (FeSO4.7H2O – melanterite). The raw material was a pyrite concentrate obtained from a coal tailing. The leaching system was assembled in pilot scale with 300 kg of a concentrate with 73.2% pyrite. Initially, it was carried out a leaching step in aerobic conditions with the purpose to obtain an aqueous solution rich in ferric ions and sulfate. Next, modifications were proceeded to establish an anaerobic condition in the reactor, converting the ferric to ferrous ions. Ethanol was added to the leaching solution to provide the precipitation of the Fe2+ and sulfate as ferrous sulfate heptahydrate. The ferrous sulfate precipitate was recrystallized, allowing producing melanterite crystals of higher purity. The crystals were characterized in terms of chemical and mineralogical composition. The process allowed producing crystals with a high purity attending chemical and pharmaceutical purposes. Thus, it was developed a process to produce ferrous sulfate from coal wastes (usually, ferrous sulfate crystals are produced as a co product from titanium dioxide and steel production). The technology presents a high conversion factor of soluble Fe2+ to melanterite and the necessary incomes are pyrite, water, and ethylic alcohol. The hydrometallurgical technique applied in this study allowed production of a commercial grade product from coal mining waste material.

O objetivo deste trabalho é a extração de Au, Ag, Cu e Zn a partir de dois tipos de lodos galvânicos utilizando um processo híbrido de sulfatação seletiva e lixiviação com tiossulfato de sódio e amônio. Nos experimentos realizados, o lodo galvânico foi misturado com um agente promotor de sulfato (enxofre, sulfato de ferro ou pirita) e foi tratado por processos pirometalúrgicos a temperaturas até 750◦C. Nesta fase, este agente sulfatante é oxidado térmicamente, transformando a atmosfera do forno e os óxidos metálicos em sulfatos solúveis em água. Depois disso, os sulfatos foram tratados por lixiviação com água para a recuperação de Ag, Cu, Ni e Zn. Como o ouro não forma sulfatos nesta reação, foi realizada uma segunda fase de lixiviação utilizando tiossulfato de sódio e de amônio, reagentes eficazes e menos prejudiciais ao ambiente do que o cianeto. Diferentes parâmetros foram analisados como qual agente promotor de sulfatação apresentou a maior recuperação de metais em solução, a proporção ótima lodo galvânico/ agente sulfatação, a temperatura de forno, o tempo de aquecimento no forno e o tempo de lixiviação. Além disso, uma comparação da recuperação de ouro com cianeto e tiossulfato de sódio e de amônio foi realizada. A configuração que demonstrou a melhor recuperação de metal em solução tinha uma proporção de 1: 0,4 de lodo galvânico/enxofre, uma temperatura de forno de 550◦C, um tempo de aquecimento de 90 minutos e um tempo de lixiviação em água de 15 minutos. Usando estes parâmetros, as taxas de recuperação de 75% de prata, 68% de cobre, 52% de Ni e 67% de Zn foram obtidas. A lixiviação de tiossulfato de sódio resultou em uma recuperação de 78% do Au, próximos aos valores obtidos utilizando cianeto. / The purpose of this work is the selective extraction of Au, Ag, Cu and Zn from two types of galvanic sludge using a mixed process of sulfate roasting and sodium thiosulfate and ammonium thiosulfate leaching. In the experiments, the sludge was mixed with a sulfate promoter (sulfur, iron sulfate or pyrite) and treated by pyrometallurgical processes at temperatures up to 750◦C. At this stage, this agent is thermally oxidized, turning the furnace atmosphere and the metallic oxides into water-soluble sulfates. Afterward, the sulfates can be treated by leaching with water for recovery of Ag, Cu, Ni and Zn. The gold does not form sulfates in this reaction and was recovered through a second leaching stage using sodium and ammonium thiosulfate, an effective reagent and less harmful to the environment than cyanide. Different parameters as the sulfate promoter that achieves the highest recovery of metals, the proportion of galvanic sludge to sulfating agent, the temperature, the heating time in the oven and the leaching time were evaluated. Additionally, a comparison of gold recovery using cyanide versus sodium and ammonium thiosulfate was performed. The configuration that showed the best metal recovery included a 1:0.4 ratio of sludge to sulfur, an oven temperature of 550◦C, a roasting time of 90 minutes and a water leaching time of 15 minutes. Using these parameters, recovery rates of 75 % of the silver, 68% of the copper, 52% of Ni and 67% of the Zn were obtained. The sodium thiosulfate leaching resulted in a recovery of 78% of the Au, close to the values obtained using cyanide.

Biolixiviação é um processo econômico para a recuperação de metais que exige baixo custo de investimento e operação. Além disso, é geralmente mais ambientalmente amigável do que muitos processos físico-químicos de extração de metal. O presente trabalho visou a extração de cobre a partir de rejeito da etapa Scavenger (SCV) de circuito de flotação de calcopirita. Foram realizados ensaios de biolixiviação utilizando o rejeito SCV, que contém em torno de 0,73% de cobre, e um consórcio de microrganismos denominado ABL, selecionado a partir de amostras coletadas na Mina do Sossego. Um tratamento ácido do rejeito foi realizado prévio à biolixiviação para redução de carbonatos. Os ensaios em frascos agitados foram realizados variando-se parâmetros como agitação, densidade de polpa, tamanho de partícula e pH. Os resultados mostraram extração de cobre de 70% para a biolixiviação de rejeito Finos Tratado (100% das partículas com tamanho inferior a 0,045 mm) nas seguintes condições: densidade de polpa de 40% (m/v), agitação de 130 rpm e temperatura 35°C. Ensaios em biorreator tipo batelada com rejeito SCV Tratado (82% das partículas com tamanho inferior a 0,045 mm) alcançaram extração de 59% de cobre, resultado parecido ao observado para a biolixiviação de rejeito SCV Tratado em frascos agitados, 55%. Os resultados de extração de cobre encontrados nesse trabalho estão entre os maiores reportados na literatura de biolixiviação de cobre de rejeitos. / Bioleaching is an economical process for metal recovery that requires low investment and operational costs. Furthermore, it is in general more eco-friendly than many other physicochemical metal extraction processes. The present work aimed at the extraction of copper from scavenger tailing (SCV) of chalcopyrite flotation circuit. Bioleaching tests were carried out using the SCV tailing, which contains around 0.73% of copper, and a microbial consortium called ABL, selected from samples collected at Sossego Mine. An acid treatment of tailings was carried out, prior to bioleaching, to reduce carbonates, which consume acid during the bioleaching. Shake flasks tests were performed by varying parameters such as agitation, pulp density, particle size and pH. The results showed 70% copper extraction for the bioleaching of Treated Fine Particles (100% of the particles being smaller than 0.045 mm) under the following conditions: pulp density of 40% (w/v), agitation of 130 rpm and temperature of 35°C. Batch reactor tests with Treated SCV (82% of particles smaller than 0.045 mm) reached a 59% copper extraction, a result similar to that reached through the bioleaching of Treated SCV in shake flasks, 55%. The copper extraction results found in this work are among the highest ones reported on bioleaching of copper from tailings.

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).

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.

O presente trabalho teve como objetivo desenvolver um protótipo para a produção hidrometalúrgica de sulfato ferroso heptahidratado (FeSO4.7H2O – melanterita). A matéria prima foi um concentrado de pirita obtido a partir de rejeitos do beneficiamento de carvão mineral. Construiu-se, em escala piloto, uma planta de lixiviação com 300 kg de um concentrado com 73,2% de pirita. Nesta unidade, realizou-se uma etapa de lixiviação com água, em circuito fechado, sob condições aeróbias, com o intuito de se obter um extrato aquoso rico em íons férrico e sulfato. A seguir, procederam-se mudanças no sistema de forma a estabelecer uma condição anaeróbia ao meio, transformando os íons férricos em ferrosos. O lixiviado, rico em Fe2+, foi precipitado na forma de sulfato ferroso heptahidratado pela adição de etanol. Esse precipitado foi submetido a uma etapa de recristalização, obtendo-se cristais de melanterita de maior pureza. Ambos os produtos foram caracterizado por análise química elementar e difração de raios X. Os cristais de melanterita recristalizados apresentaram alta pureza, com qualidade para uso químico e farmacêutico. Assim, desenvolveu-se uma nova rota para produção de sulfato ferroso tendo como matéria-prima um concentrado de pirita da mineração de carvão (usualmente o sulfato ferroso é produzido como coproduto da produção de ilmenita e aço). A tecnologia apresenta uma elevada conversão do ferro lixiviado em melanterita e os insumos necessários são pirita, água e álcool etílico. A proposta abre uma nova possibilidade de uso dos rejeitos de carvão e a possibilidade de comercialização de outro produto na cadeia produtiva de carvão mineral. / The aim of this work was to develop a prototype for hydrometallurgical production of ferrous sulfate heptahydrate crystals (FeSO4.7H2O – melanterite). The raw material was a pyrite concentrate obtained from a coal tailing. The leaching system was assembled in pilot scale with 300 kg of a concentrate with 73.2% pyrite. Initially, it was carried out a leaching step in aerobic conditions with the purpose to obtain an aqueous solution rich in ferric ions and sulfate. Next, modifications were proceeded to establish an anaerobic condition in the reactor, converting the ferric to ferrous ions. Ethanol was added to the leaching solution to provide the precipitation of the Fe2+ and sulfate as ferrous sulfate heptahydrate. The ferrous sulfate precipitate was recrystallized, allowing producing melanterite crystals of higher purity. The crystals were characterized in terms of chemical and mineralogical composition. The process allowed producing crystals with a high purity attending chemical and pharmaceutical purposes. Thus, it was developed a process to produce ferrous sulfate from coal wastes (usually, ferrous sulfate crystals are produced as a co product from titanium dioxide and steel production). The technology presents a high conversion factor of soluble Fe2+ to melanterite and the necessary incomes are pyrite, water, and ethylic alcohol. The hydrometallurgical technique applied in this study allowed production of a commercial grade product from coal mining waste material.

O objetivo deste trabalho é a extração de Au, Ag, Cu e Zn a partir de dois tipos de lodos galvânicos utilizando um processo híbrido de sulfatação seletiva e lixiviação com tiossulfato de sódio e amônio. Nos experimentos realizados, o lodo galvânico foi misturado com um agente promotor de sulfato (enxofre, sulfato de ferro ou pirita) e foi tratado por processos pirometalúrgicos a temperaturas até 750◦C. Nesta fase, este agente sulfatante é oxidado térmicamente, transformando a atmosfera do forno e os óxidos metálicos em sulfatos solúveis em água. Depois disso, os sulfatos foram tratados por lixiviação com água para a recuperação de Ag, Cu, Ni e Zn. Como o ouro não forma sulfatos nesta reação, foi realizada uma segunda fase de lixiviação utilizando tiossulfato de sódio e de amônio, reagentes eficazes e menos prejudiciais ao ambiente do que o cianeto. Diferentes parâmetros foram analisados como qual agente promotor de sulfatação apresentou a maior recuperação de metais em solução, a proporção ótima lodo galvânico/ agente sulfatação, a temperatura de forno, o tempo de aquecimento no forno e o tempo de lixiviação. Além disso, uma comparação da recuperação de ouro com cianeto e tiossulfato de sódio e de amônio foi realizada. A configuração que demonstrou a melhor recuperação de metal em solução tinha uma proporção de 1: 0,4 de lodo galvânico/enxofre, uma temperatura de forno de 550◦C, um tempo de aquecimento de 90 minutos e um tempo de lixiviação em água de 15 minutos. Usando estes parâmetros, as taxas de recuperação de 75% de prata, 68% de cobre, 52% de Ni e 67% de Zn foram obtidas. A lixiviação de tiossulfato de sódio resultou em uma recuperação de 78% do Au, próximos aos valores obtidos utilizando cianeto. / The purpose of this work is the selective extraction of Au, Ag, Cu and Zn from two types of galvanic sludge using a mixed process of sulfate roasting and sodium thiosulfate and ammonium thiosulfate leaching. In the experiments, the sludge was mixed with a sulfate promoter (sulfur, iron sulfate or pyrite) and treated by pyrometallurgical processes at temperatures up to 750◦C. At this stage, this agent is thermally oxidized, turning the furnace atmosphere and the metallic oxides into water-soluble sulfates. Afterward, the sulfates can be treated by leaching with water for recovery of Ag, Cu, Ni and Zn. The gold does not form sulfates in this reaction and was recovered through a second leaching stage using sodium and ammonium thiosulfate, an effective reagent and less harmful to the environment than cyanide. Different parameters as the sulfate promoter that achieves the highest recovery of metals, the proportion of galvanic sludge to sulfating agent, the temperature, the heating time in the oven and the leaching time were evaluated. Additionally, a comparison of gold recovery using cyanide versus sodium and ammonium thiosulfate was performed. The configuration that showed the best metal recovery included a 1:0.4 ratio of sludge to sulfur, an oven temperature of 550◦C, a roasting time of 90 minutes and a water leaching time of 15 minutes. Using these parameters, recovery rates of 75 % of the silver, 68% of the copper, 52% of Ni and 67% of the Zn were obtained. The sodium thiosulfate leaching resulted in a recovery of 78% of the Au, close to the values obtained using cyanide.

A recuperação de metais presentes em equipamentos eletroeletrônicos tem atraído interesse em virtude de novas e diferentes tecnologias que visam a reutilização desses elementos químicos em novos processos produtivos. A recuperação de prata de placas de circuito impresso (PCI) na forma de nanopartículas é uma alternativa para reutilização deste metal nobre. Este trabalho teve como objetivos: recuperar a prata presente em placas de circuito impresso através de uma rota hidrometalúrgica; separar a prata dos demais metais e utilizar a prata recuperada para sintetizar nanopartículas de prata. Para desenvolvimento do trabalho, foram utilizados dois modelos de PCIs com diferentes composições: placa mãe e placa de memória de computadores obsoletos. As placas foram caracterizadas por digestão em água régia, análise granulométrica, análise em lupa binocular, microscopia eletrônica de varredura (MEV) e perda ao fogo. Foi definida uma rota hidrometalúrgica para recuperação da prata após um estudo de três rotas possíveis. A rota hidrometalúrgica definida para recuperação da prata, para os dois modelos de PCIs, envolveu uma primeira lixiviação em meio ácido sulfúrico a 95ºC, por 18 horas e uma segunda lixiviação em ácido sulfúrico em meio oxidante (adição de peróxido de hidrogênio - H2O2) a 95ºC por 6 horas. Esta rota descarta a técnica de separação magnética e separação eletrostática, pois o metal em estudo é encontrado em pequenas concentrações nos resíduos eletroeletrônicos. O licor lixiviado foi caracterizado por espectrometria de emissão óptica com acoplamento de plasma induzido (ICP-OES). Após o processo de lixiviação, a prata foi isolada dos demais metais na forma de AgCl, através de processo de precipitação seletiva utilizando NaCl. A síntese de nanopartículas de prata foi feita utilizando o citrato de sódio como agente estabilizante. Os resultados obtidos neste trabalho permitem concluir que foi possível recuperar 100% da prata presente nas placas de circuito impresso proveniente de computadores obsoletos, por meio da rota hidrometalurgica utilizada. Após a lixiviação, a prata foi isolada. Com a prata isolada, foi possível a síntese de nanopartículas de prata com diâmetro médio de 60 a 80nm. / The recovery of metals present in waste electric and electronic equipment (WEEE) has attracted interest due to the new and different technologies that aim to reuse these chemical elements in new production processes. Recovering silver from printed circuit boards (PCI) into nanoparticles form is an alternative to reuse this noble metal. This work aims to: recover the silver present in printed circuit boards through a hydrometallurgical route; to separate silver from the other metals and to use the recovered silver to synthesize silver nanoparticles. For the development of this work two models of PCIs with different compositions were used: motherboard and random-access memory (RAM) devices from obsolete personal computers. The PCIs were characterized by aqua regia digestion, particle size analysis, stereo microscope analysis, scanning electron microscopy (SEM) and loss on ignition. A hydrometallurgical route for silver recovery was defined after a study of three possible routes. The hydrometallurgical route defined to recover silver from the two models of PCIs involved a first step of leaching in sulfuric acid solution at 95ºC for 18 hours and a second leaching step in sulfuric acid in an oxidizing solution (with addition of hydrogen peroxide - H2O2) at 95° C for 6 hours. This route discards the technique of magnetic and eletrostatic separation because the metal under study is found in a small concentration in the electric and electronic waste. The leached liquor was characterized by inductively coupled plasma optical emission spectrometry (ICP-OES). After the leaching process, the silver was isolated from the other metals in the form of AgCl, through a selective precipitation process using NaCl. The synthesis of silver nanoparticles was accomplished using sodium citrate as stabilizing agent. The obtained results in this work allows to conclude that it is possible to recover 100% of the silver present in printed circuit boards from obsolete computers, through the hydrometallurgical route. After leaching, silver was isolated. It was possible to synthesize nanoparticles with an average diameter of 60 to 80 nm.

Nenhuma / Este trabalho apresenta um estudo da separação dos elementos terras raras (ETR) cério (Ce) e térbio (Tb) através de técnicas hidrometalúrgicas. Para a realização do estudo, a INB Indústrias Nucleares do Brasil S.A., forneceu duas amostras; um licor sulfúrico proveniente do processamento da monazita contendo principalmente os ETR leves (La, Ce, Pr e Nd) e um carbonato dos ETR pesados contendo Tb, Dy, Ho, Er e Y também originado do processamento do licor da monazita. O estudo de separação do cério foi realizado em meio clorídrico. Para a preparação do licor clorídrico os ETR presentes no licor sulfúrico foram precipitados na forma de sulfato duplo de terras raras e sódio que foi convertido em hidróxido terras raras e então dissolvido em HCl. O estudo de obtenção do Ce de elevada pureza foi dividido em duas etapas: precipitação seletiva do cério e purificação do precipitado obtido. A separação do cério pela técnica investigada compreende dois fenômenos: a oxidação do Ce (III) a Ce (IV) e a precipitação Ce (IV) como hidróxido. Os oxidantes investigados foram: H2SO5, H2O2 e KMnO4. Devido ao fato do KMnO4 ser mais estável em meio básico, este foi utilizado em solução contendo Na2CO3 evitando assim sua degradação e auxiliando no controle do pH de precipitação do Ce(OH)4. Entre estes oxidantes, o KMnO4 se mostrou mais eficiente na oxidação do Ce. Após a escolha do agente oxidante, investigou-se as seguintes variáveis de processo: pH final, excesso de KMnO4, tempo de reação e razão molar KMnO4/Na2CO3. Os resultados indicaram a necessidade de um excesso de 30 % de KMnO4 para se ter a completa oxidação do Ce (III) a Ce (IV). Neste caso o Ce(OH)4 precipita juntamente com o MnO2. A purificação do cério foi realizada pela dissolução da mistura de dióxido de manganês e hidróxido de cério com solução de HCl e precipitação seletiva do cério mediante adição de solução de ácido oxálico ou de hidróxido de amônia. Ambos, ácido oxálico e hidróxido de amônia, mostraram-se eficientes na purificação do cério a partir da mistura de Ce/Mn. Após a purificação, os produtos obtidos apresentaram uma pureza entre 99 e 99,5 % de CeO2 com uma recuperação de cério superior a 98 %. A separação do térbio dos outros ETR pesados foi realizada usando a técnica de extração por solventes. Foram realizados experimentos descontínuos e contínuos. Nos experimentos descontínuos, investigou-se as seguintes variáveis de processo: tipo e concentração do agente extratante, acidez da fase aquosa, relação volumétrica entre as fases, tempo de contato e concentração do agente reextratante (solução de ácido clorídrico). Dez extratantes foram investigados: três ácidos organofosforados (DEHPA, IONQUEST801 e CYANEX272); uma mistura de DEHPA / TOPO (ester neutro), três extratantes quelantes (LIX63, LIX984N e LIX612N) e três extratantes básicos - aminas (ALAMINE336, ALIQUAT336 e PRIMENEJMT). Os extratantes organofosforados e extratantes quelantes foram investigados em meio clorídrico e sulfúrico, o desempenho das aminas foi avaliado em meio sulfúrico e a mistura de DEHPA / TOPO em meio clorídrico. Os melhores fatores de separação para os elementos adjacentes foram obtidos com DEHPA e IONQUEST801. Para DEHPA 1,0 mol L-1 em acidez inicial de 0,3 mol L-1 os fatores de separação foram: 2,5 Tb/Dy, 2,1 Dy/Ho, 1,9 Ho/Er, 2,0 Ho/Y e 1,1 Y/Er; para IONQUEST801 1,0 mol L-1 em 0,3 mol L-1 de H+ obteve-se 2,7 Tb/Dy, 2,4 Dy/Ho, 2,1 Ho/Er, 2,1 Ho/Y e 1,5 Y/Er. Os experimentos contínuos foram realizados em um circuito de misturadores decantadores composto das etapas de extração, lavagem, reextração e regeneração do solvente em sistema contracorrente utilizando IONQUEST801 como extratante. Dez experimentos contínuos foram conduzidos em 370 horas de operação, onde os ajustes pertinentes foram sendo realizados, até que a pureza e o rendimento desejados fossem alcançados. Após otimização das condições de processo, o circuito de extração por solventes foi constituído de 10 estágios na etapa de extração, 15 estágios na etapa de lavagem, 10 estágios na etapa de reextração e 2 estágios de regeneração do orgânico. No processo de separação do Tb apresentado, tanto o rendimento de separação como a pureza do produto obtido foram de aproximadamente 90 %. / This work presents a study of the separation of rare earth elements (REE) cerium (Ce) and terbium (Tb) through hydrometallurgic techniques. For the accomplishment of the study, the INB Indústrias Nucleares do Brasil S.A., supplied two samples: a sulphuric liquor from the monazite processing containing mainly the light REE (La, Ce, Pr and Nd) and a heavy REE carbonate containing Tb, Dy, Ho, Er and Y also obtained from the processing of the monazite liquor. The study of the separation of Ce was carried out in a hydrochloric medium. In order to prepare the hydrochloric liquor, the REE present in the sulfuric liquor were precipitated as sodium and RE double sulphate which was converted into RE hydroxide which was then dissolved in HCl. The study of the accomplishment of high purity cerium was divided into two steps: selective precipitation of cerium and the purification of the precipitated obtained. The separation of Ce through the technique investigated comprises two phenomena: oxidation of the Ce (III) into Ce (IV) and the precipitation of the Ce (IV) as hydroxide. The oxidant agents investigated were: H2SO5, H2O2 and KMnO4. Amongst these oxidants, KMnO4 presented the best results. After choosing the oxidant agent, the following process variables were investigated: final pH, KMnO4 excess, reaction time and the molar ratios of KMnO4 / Na2CO3. KMnO4 was used in a mixture with Na2CO3 in order to keep the stability of the solution. The results indicated that 30 % of KMnO4 excess was necessary to full oxidation of Ce (III) into Ce (IV). In such case Ce(OH)4 was precipitated together with MnO2. The cerium purification was carried out by dissolution of mixture of ceric hydroxide and manganese dioxide with HCl and it was then selectively precipitated through the addition of oxalic acid or an ammonium hydroxide solution. Both oxalic acid and ammonium hydroxide proved efficient in the precipitation of the cerium present in the mixture of Ce/Mn. After purification the final products assayed between 99 and 99.5 % of CeO2. The cerium recovery yield was greater than 98 %. The separation of terbium from other heavy REE was carried out through the solvent extraction technique. Non-continuous and continuous experiments were done. In the noncontinuous experiment, the following process variables were investigated: type and concentration of the extractants, acidity of the aqueous phase, aqueous / organic volumetric ratio, contact time and the stripping agent concentration (chloridric acid solution). Ten extractants were investigated: three organophosphorus acids (DEHPA, IONQUEST801 and CYANEX272), a mixture of DEHPA/TOPO (neutral ester), three chelating extractants (LIX63, LIX984N and LIX612N) and three basic extractants - amines (ALAMINE336, ALIQUAT336 and PRIMENEJM-T). The organophosphorus extractants and chelating extractants were investigated in hydrochloric and sulphuric media, the performance of the amines was assessed in a sulphuric medium and the mixture of DEHPA/TOPO in hydrochloric medium. The best separation factors for the adjacent elements were obtained with DEHPA and IONQUEST801. For 1 mol L-1 DEHPA in an initial acidity of 0.3 mol L-1, the separation factor was 2.5 Tb/Dy, 2.1 Dy/Ho, 1.9 Ho/Er, 2.0 Ho/Y and 1.1 Y/Er; for 1 mol L-1 IONQUEST801 in 0.3 mol L-1 of H+ it was 2.7 Tb/Dy, 2.4 Dy/Ho, 2.1 Ho/Er, 2.1 Ho/Y e 1.5 Y/Er. The continuous experiment was carried out in a mixer-settler circuit comprising extraction, scrubbing, stripping and solvent regeneration steps in a counter-current system using IONQUEST801 as extractant. Ten continuous experiments were conducted in 370 hours of operation having their variables continuously adjusted in consecutive runs until the desired yields and grades were achieved. The optimum operational circuit was composed of 10 stages in the extraction step, 15 stages in the scrubbing step, 10 stages in the striping step and 2 organic regeneration stages. A terbium product attaining 90 % purity with a yield of 90 % was obtained.Te