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REPUBLIQUE DEMOCRATIQUE DU CONGO UNIVERSITE DE LUBUMBASHI FACULTE POLYTECHNIQUE

Département de Chimie Industrielle

BP : 1825

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Optimisation de la dose du sulfurant NaHS par contrôle du potentiel de sulfuration lors de la flottation oxyde des rejets mixtes traités au Concentrateur de Kamoto

 

 

 

 

 

Par KASONGO NYONGA Idriss

 

 

 

Travail présenté et défendu en vue de l’obtention du grade de Bachelier  Ingénieur Civil en

Chimie industrielle

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

JUILLET 2019


REPUBLIQUE DEMOCRATIQUE DU CONGO UNIVERSITE DE LUBUMBASHI FACULTE POLYTECHNIQUE

Département de Chimie Industrielle

BP : 1825

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Optimisation de la dose du sulfurant NaHS par contrôle du potentiel de sulfuration lors de la flottation oxyde des rejets mixtes traités au Concentrateur de Kamoto

 

 

 

 

 

Par KASONGO NYONGA Idriss

 

 

 

Travail présenté et défendu en vue de l’obtention du grade de Bachelier  Ingénieur Civil en

Chimie industrielle

 

 

 

 

Directeur : P.O. KALENGA NGOY MWANA Pierre

 

Encadreur : Ass. KASONGO KALENGA Gigi

 

 

 

 

 

 

 

 

JUILLET 2019


 

 

RESUME

 

Ce travail présente les résultats d’une étude d’optimisation de la dose de l’agent sulfurant (NaHS) par contrôle du potentiel de sulfuration lors de la flottation oxyde des rejets mixtes traités au concentrateur de Kamoto de l’entreprise Kamoto Copper Company. Le concentré oxydé à obtenir devrait avoir un rendement de récupération global d’au moins 48 % pour le cuivre à partir  d’un échantillon titrant en moyenne 1,43 % en cuivre total (83,92 % sous forme soluble) et 0,19 % en cobalt total (52 % sous forme oxyde).

 

Pour ce faire, une caractérisation de l’échantillon qui a consisté en une analyse minéralogique, une analyse granulométrique, une analyse granulo-chimique et une analyse chimique suivie des essais de flottation limités en simple ébauchage et épuisement ont é effectués au laboratoire en variant uniquement la dose du NaHS et les autres paramètres étant maintenus constants aux niveaux de l’usine.

 

Pour effectuer les essais dans les conditions se rapprochant beaucoup plus de celles de KTC, la flottation sulfure a é alisée dans les mes conditions que celles de l’usine avant de chercher à optimiser la dose du NaHS sur base  du potentiel de sulfuration lors de la flottation oxyde.

 

Les résultats de la flottation sulfure révèlent que les essais effectués ont conduit globalement aux performances en ce qui concerne le rendement de récupération et la teneur en cuivre puisque le plus faible rendement est de 16,38 % et le plus élevé de 17,46 %, alors que les valeurs extrêmes des teneurs dans les concentrés sulfus sont 9,12% et 9,19%.

 

Les résultats de la flottation oxyde ont mont que les meilleures performances métallurgiques (rendement de cupération global de 48,75 % en cuivre total et 20,56 % en cobalt total ; teneur du concentré (ébauc + épuisé) de 11,16 %Cu et de 0.47 %Co) aux valeurs du potentiel de sulfuration de -267 mV à l’ébauchage et -355 mV à lépuisement correspondant à la dose de 1000 g/t de NaHS.


 

 

ABSTRACT

 

 

 

 

This work presents the results of a dose optimization study of the sulphurating agent (NaHS) by controlling the sulphurization potential during flotation oxide mixed discharges treated with Kamoto concentrator from Kamoto Copper Company. The oxidized concentrate to obtain should have an overall recovery efficiency of at least 48% for copper from a sample averaging 14,3% total copper (83,92% soluble) and 0,19% total cobalt (52% in oxide form).

 

To do this, a characterization of the sample which consisted of a mineralogical analysis, a particle size analysis, granulochemical analysis and chemical analysis followed by tests limited flotation loat and depletion were performed in the laboratory by varying only the dose of NaHS and the oth er parameters being kept constant at factory.

 

To perform the tests in conditions that are much closer to those of KTC,the sulphide flotation was carried out under the same conditions as those of the plant before searching to optimize the NaHS dose on the basis of the sulphurization potential during the oxide flotation.

 

The sulphide flotation results reveal that the tests carried out led globally to performance with reg ard to recovery efficiency and copper content since the lowest return is 16,38% and the highest is

17,46%, while extreme values contents in the sulphide concentrates are 9,12% and 9,19%.

 

 

The results of the oxide flotation showed that the best metallurgical performance (Overall recover y yield of 48,75% total copper and 20.56% total cobalt; 11,16% Cu and 0,47% Co) of the concent rate (rough + depleted) sulphurization of -267 mV at roughing and -355 mV at the time of exhaus tion corresponding to the dose of 1000 g/t NaHS.


 

 

TABLE DES MATIERES

 

 

 

RESUME......................................................................................................................................................... ABSTRACT ..................................................................................................................................................II TABLE DES MATIERES........................................................................................................................... III LISTE DES ABREVIATIONS ET SIGLES............................................................................................... VI LISTE DES FIGURES ............................................................................................................................... VII LISTE DES TABLEAUX .........................................................................................................................VIII LISTE DES ANNEXES .............................................................................................................................. IX EPIGRAPHE .................................................................................................................................................X DEDICACE ................................................................................................................................................. XI REMERCIEMENTS .................................................................................................................................. XII INTRODUCTION GENERALE................................................................................................................... 1

CHAPITRE I. PRESENTATION DU CONCENTRATEUR DE KAMOTO .............................................. 2

 

I.1. Géolocalisation.................................................................................................................................... 2

 

I.2. Historique............................................................................................................................................ 2

 

I.3. Objectif................................................................................................................................................ 2

 

I.4. Circuit de traitement des minerais....................................................................................................... 2

 

I.4.1. Concassage ................................................................................................................................... 2

 

I.4.2. Reprise des stocks ........................................................................................................................ 3

 

I.4.3. Broyage humide ........................................................................................................................... 3

 

I.4.4. Flottation ...................................................................................................................................... 3

 

I.4.4.1. Circuit de flottation des sulfures de Kamoto......................................................................... 3

 

I.4.4.2. Circuit de flottation des mixtes ............................................................................................. 4

 

I.4.4.3. Circuit de flottation KITD..................................................................................................... 4

 

I.4.5. Préparation des réactifs ................................................................................................................ 5

 

CHAPITRE II. SYNTHESE BIBLIOGRAPHIQUE SUR LA FLOTTATION A LA MOUSSE ................ 6

 

II.1. Introduction........................................................................................................................................ 6

 

II.2. Définition et principe ......................................................................................................................... 6

 

II.3. Réactifs de flottation .......................................................................................................................... 7

 

II.3.1. Collecteur.................................................................................................................................... 7

 

II.3.1.1. Collecteurs non ioniques...................................................................................................... 7

 

II.3.1.2. Collecteur anionique ............................................................................................................ 7

 

II.3.1.3. Collecteur cationique ........................................................................................................... 8


 

 

II.3.2. Moussant..................................................................................................................................... 8

 

II.3.3. Activants et déprimants .............................................................................................................. 9

 

II.3.4. Modificateurs de pH ................................................................................................................... 9

 

II.4. Facteurs influençant la flottation ....................................................................................................... 9

 

II.4.1. pH de la pulpe ........................................................................................................................... 10

 

II.4.2. Conditionnement....................................................................................................................... 10

 

II.4.3. Temrature .............................................................................................................................. 10

 

II.4.4. Granulométrie ........................................................................................................................... 10

 

II.4.5. Densité de la pulpe.................................................................................................................... 11

 

II.5. Critères dévaluation dune oration de flottation ......................................................................... 11

 

II.5.1. Rendement de récupération du métal utile................................................................................ 11

 

II.5.2. Taux de concentration............................................................................................................... 11

 

II.5.3. Rendement pondéral ................................................................................................................. 12

 

II.6. Stratégie dajout des réactifs............................................................................................................ 12

 

II.6.1. Dosage des réactifs ................................................................................................................... 12

 

II.6.2. Distribution des réactifs ............................................................................................................ 12

 

II.7. Flottation des fines particules .......................................................................................................... 13

 

II.7.1. Consommation de réactifs ........................................................................................................ 13

 

II.7.2. Contamination de la surface ..................................................................................................... 13

 

II.7.3. Dimension des bulles dair ....................................................................................................... 13

 

II.8. Probabilité de flottation ................................................................................................................... 14

 

II.8.1. Probabilité de collision ............................................................................................................. 14

 

II.8.2. Probabilité dadhésion .............................................................................................................. 15

 

II.8.3. Probabilité de détachement ....................................................................................................... 15

 

II.9. Flottation à la mousse des minerais mixtes ..................................................................................... 15

 

II.9.1. Flottation séparée sulfures-oxydes............................................................................................ 16

 

II.9.2. Flottation globale ...................................................................................................................... 16

 

II.10. Flottation des minerais oxydés cuprocobaltifères.......................................................................... 16

 

II.10.1. Introduction............................................................................................................................. 16

 

II.10.2. Flottation aux acides gras ....................................................................................................... 16

 

II.10.3. Flottation à laide des xanthates après sulfuration superficielle ............................................. 17

 

II.10.3.1 Flottation par sulfuration avec le sulfhydrate de sodium .................................................. 18

 

II.10.3.2. Flottation avec contrôle du potentiel de sulfuration......................................................... 20

 

CHAPITRE III. MATERIELS ET METHODES ....................................................................................... 22

 

III.1. Matériels ......................................................................................................................................... 22


 

 

III.1.1. Echantillons ............................................................................................................................. 22

 

III.1.1.1. Provenance ....................................................................................................................... 22

 

III.1.1.2. Constitution ...................................................................................................................... 22

 

III.1.2. Réactifs .................................................................................................................................... 22

 

III.1.2.1. Types des réactifs ............................................................................................................. 22

 

III.1.2.2. Préparation des solutions dessai ...................................................................................... 23

 

III.1.3. Appareillage et accessoires...................................................................................................... 24

 

III.2. Méthodes de caractérisation et dexpérimentation ......................................................................... 26

 

III.2.1. Méthodes de caractérisation .................................................................................................... 26

 

III.2.1.1. Analyse miralogique ..................................................................................................... 26

 

III.2.1.2. Analyse granulométrique.................................................................................................. 27

 

III.2.1.3. Analyse granulo-chimique................................................................................................ 29

 

III.2.1.4. Analyse chimique ............................................................................................................. 30

 

III.2.2. Méthodes dexpérimentation ................................................................................................... 30

 

III.2.2.1. Conditions opératoires ...................................................................................................... 30

 

II.2.2.2. Procédure expérimentale.................................................................................................... 32

 

II.2.2.3. Critères dévaluation des résultats des essais..................................................................... 33

 

CHAPITRE IV. PRESENTATION ET ANALYSE DES RESULTATS EXPERIMENTAUX ................ 34

 

IV.1. Résultats de la flottation sulfure ..................................................................................................... 34

 

IV.2. Résultats de la flottation oxyde ...................................................................................................... 35

 

IV.2.1. Au niveau de lébauchage ....................................................................................................... 35

 

IV.2.2. Au niveau de lépuisement ...................................................................................................... 37

 

IV.2.3. Ebauchage et Epuisement........................................................................................................ 40

 

CONCLUSION GENERALE ..................................................................................................................... 43

 

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES .................................................................................................... 44

 

ANNEXES .................................................................................................................................................. 46


 

 

LISTE DES ABREVIATIONS ET SIGLES

 

 

   µm : Micron mètre

 

   BM : Ball Mill (Broyeur à boulets)

 

   CM : Cascade Mill (Broyeur autogène)

 

   Co tot : Cobalt total

 

   Conc éb : Concentré ébauc

 

   Conc ép : Concentré épuisé

 

   Cu tot : Cuivre total

 

   DIMA : Dikuluwe-Mashamba

 

   E-S : Potentiel de sulfuration

 

   g/t : gramme par tonne

 

   G41 : Moussant Senfroth

 

   GCM : Générale des Carrières et des Mines

 

   IPC : In Pit Crusher (Concasseur au sein de la mine)

 

   KCC : Kamoto Copper Company

 

   KITD : Kamoto Interim Tailling Dram

 

   KOV : Komoto Oliveira Virgule

 

   KTC : Kamoto Concentrateur

 

   mV : milli Volt

 

   pH : potentiel d’Hydrogène

 

   PNBX : Potassium Normale Butyle Xanthate

 

   Rdt : Rendement

 

   Récup : Récupération

 

   SAA : Spectromètre dAbsorption Atomique

 

   SIBX : Sodium Iso butyle Xanthate


 

 

LISTE DES FIGURES

 

 

Figure I.1 : Circuit de flottation KITD .............................................................................................5

 

Figure II.1 : Ligne d’écoulement d’un fluide autour dune bulle dair ..........................................14

 

Figure II.2 : Espèces chimiques dissoces du NaHS ....................................................................18

 

Figure III.1 : Photos des appareils importants utilisés au laboratoire ............................................25

 

Figure III.2 : Courbe des passants cumulés....................................................................................28

 

Figure III.3 : Répartition du cuivre et cobalt dans les difrentes tranches granulométriques .....29

 

Figure III.4 : Schéma  des essais de flottation................................................................................33

 

Figure IV.1 : Rendements de récupération du cuivre dans les concentrés de la flottation sulfure 34

 

Figure  IV.2  :  Evolution  du  rendement  de  récupération  en  fonction  de  la  dose  du  NaHS  à

 

l’ébauchage oxyde ..........................................................................................................................36

 

Figure IV.3 : Evolution du rendement de récupération en fonction du potentiel de sulfuration à

 

l’ébauchage oxyde ..........................................................................................................................36

 

Figure IV.4 : Evolution de la teneur en fonction du potentiel de sulfuration à l’ébauchage oxyde

 

........................................................................................................................................................37

 

Figure  IV.5  :  Evolution  du  rendement  de  récupération  en  fonction  de  la  dose  du  NaHS  à

 

l’épuisement oxyde ........................................................................................................................38

 

Figure IV.6: Evolution du rendement de cupération en fonction du potentiel de sulfuration à

 

l’épuisement oxyde ........................................................................................................................39

 

Figure IV.7 : Evolution de la teneur en fonction du potentiel de sulfuration à l’épuisement oxyde

 

........................................................................................................................................................40

 

Figure IV.8 : Evolution du rendement de récupération de cuivre et cobalt en fonction de la dose du

 

NaHS dans le mélange de concentré débauchage et d’épuisement ..............................................41

 

Figure IV.9 : Evolution de la teneur en fonction de la dose du NaHS dans le mélange de concentré

 

d’ébauchage et d’épuisement .........................................................................................................41


 

 

LISTE DES TABLEAUX

 

 

Tableau I.1 doses des réactifs du circuit KITD ................................................................................4

 

Tableau III.1. Volumes des réactifs utilisés pour difrents essais de flottation ............................24

 

Tableau III.2. Résultats de l’analyse minéralogique ......................................................................26

 

Tableau III.3. Résultats de l’analyse granulométrique...................................................................27

 

Tableau III.4. Résultats de l’analyse granulo-chimique de l’échantillon étudié ............................29

 

Tableau III.5. Résultats de l’analyse chimique de léchantillon étudié .........................................30

 

Tableau III.6. Dose des réactifs pour différents essais de flottation ..............................................31

 

Tableau IV.1. Synthèse des résultats des essais de flottation sulfure ............................................34

 

Tableau IV.2. Synthèse des résultats des essais de l’ébauchage oxyde .........................................35

 

Tableau IV.3. Synthèse des résultats des essais d’épuisement ......................................................38

 

Tableau IV.4. Synthèse des résultats combinés de lébauchage et de l’épuisement ......................40


 

 

LISTE DES ANNEXES

 

 

 

Annexe 1 : Résultats des essais de la flottation sulfure..................................................................47

 

Annexe 2 : Résultats des essais de l’ébauchage oxyde ..................................................................47

 

Annexe 3 : Résultats des essais de l’épuisement  oxyde ................................................................48

 

Annexe 4 : Résultats combinés  de l’ébauchage et de l’épuisement ..............................................48

 

Annexe 5 : Analyses granulométrique et granulo-chimique de l’échantillon ................................49

 

Annexe 6 : Flow-sheet du circuit de traitement des rejets KITD ...................................................50


 

 

EPIGRAPHE

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

« La seule chose que nous ayons à craindre est la crainte elle-me »

 

 

 

« Il est dur déchouer ; mais il est pire de n’avoir jamais tenté de réussir »

 

 

 

 

 

 

Franklin Roosevelt


 

 

DEDICACE

 

 

 

 

A vous mes parents, Majimba Kabatantshi Antoine et Mbuyi Odia Mireille, autant des phrases et dexpressions aussi éloquentes soient-elles ne sauraient exprimer  mon affection, ma gratitude et ma reconnaissance  que j’éprouve pour vous……. nul n'aurait pu faire mieux.

 

A vous mes fres et sœurs : Sunyi Mutunda Marlon, Kantola Tshananga Gamaliel, Kamwanya Tshombo Bénédicte, Ntumba Ditsha Plamédie et Ntambwe Kalema Jordy ; que ce modeste travail, soit l’expression des ux que vous n’avez cessé de formuler dans vos prières. Néanmoins je vous invite à apprécier les fruits de votre plantation.

 

A vous mes cousins et cousines : Gloire Tshimanga, Franklin Tshimkapa, Rachel Mwamba, Persyval Tshimpaka, Donnel Majimba pour votre affection.

 

A toi ma tante Kamwanya Tshombo, pour les encouragements et tous les sacrifices consentis pour mes études, puisse le tout puissant vous donne santé et longévité.

 

Je dédie ce travail

 

 

Kasongo Nyonga Idriss


 

 

REMERCIEMENTS

 

Le présent travail que jai  lhonneur et le privilège de vous présenter, bien que sig sous mon nom, n’est pas en définitive l’exploit d’un seul homme ; il n’a pu voir le jour que grâce au concours sans faille de plusieurs personnes qui, de près ou de loin, d’une façon ou d’une autre ont pu m’aider. C’est ainsi que dans cette partie du travail, je voudrais reconnaitre leurs rites et leurs participations.

 

Je dis merci à Dieu tout puissant, maitre des temps et circonstances, pour son souffle de vie et pour

 

toutes les grâces qu’il ne cesse de me combler pour qu’en ce jour je produise ce travail.

 

 

Je remercie le professeur Kalenga Ngoy Mwana Pierre pour avoir assuré la direction de ce travail malgré ses multiples occupations.

 

Je tiens une fois de plus à exprimer ma reconnaissance à l’assistant Kasongo Kalenga  Gigi pour son encadrement dans l’élaboration de ce travail.

 

Je tiens à remercier tout le corps professoral de la faculté polytechnique de l’université de Lubumbashi pour leurs enseignements pendant ma formation de bachelier en sciences de l’ingénieur.

 

Je remercie l’ingénieur Guellord Ngamba pour son assistance pendant toute la phase expérimentale

 

au laboratoire et les remarques pertinentes desquelles ce travail a bénéficié.

 

 

Je suis reconnaissant  aux Messieurs Dodo Nduw et Elie Tshikuz pour avoir accepté de aliser toutes mes recherches au laboratoire de KTC.

 

Je suis reconnaissant à tous les ingénieurs et opérateurs de KTC, plus particulièrement aux ingénieurs Guellord Nguza, Guedally Bwerevu, Chadrack Cikomba et à madame Eveline, qui m’ont tenu compagnie tout au long de la alisation de mes activités.

 

Je ne pourrais passer cette étape sans dire merci à mes compagnons de parcours académique, Curens Mukebo, John Tshikomba, Gervais Monga, Raphael Kasongo, Christian Kalolo, Patient Twite, Jean-Pierre Cimanga, Guy Morisho, Arcene Sambo, David Nshimbi, Daniel Kapaso.

 

Merci à vous mes amis : Josué Pandazi, Aricia Makonga, Othiniel Katema, Kevin Mbumba, Chadrack Kapenda, Vanessa Feny, Aulie Madika, Gauthier Madika, Elie Kabamba, Chadrack


 

 

Matusu, Djo Ossou, Jules Kapako, Shékinah Kalenga, Marc Kahilu, Danis Tshalulwa, Axel Kabongo, Charmant Kalala, Chadrack Mukendi, Sephora Kabwele pour tous vos encouragements et vos soutiens.

 

Je voudrais m’excuser auprès de toutes les personnes que jai oublié de citer dans ces remerciements, qu’elles trouvent ici ma gratitude et ma sympathie.


 

 

INTRODUCTION GENERALE

 

Actuellement les enjeux environnementaux et économiques  poussent les entreprises à revaloriser les rejets et à recycler les déchets. C’est dans cette optique que l’entreprise Kamoto Copper Company, avec le projet KITD, a commencé depuis décembre 2015 à retraiter ses rejets de concentration de la Digue au sein du concentrateur de Kamoto ; lesquels donnent, après flottation, un concentré sulfuré et un concentré oxydé.

 

Selon leur nature, les minéraux sulfus flottent plus aisément comparativement aux minéraux oxydés. Pour la flottation de ces derniers, la pratique industrielle utilise la technique de flottation par sulfuration superficielle qui a pour objectif la formation d’une couche de sulfure à la surface des grains des minéraux oxydés à laide d’un agent sulfurant afin de les flotter par des collecteurs usuels des sulfures du type xanthates. C’est ainsi que notre étude porte sur loptimisation de la dose de l’agent sulfurant (NaHS) par contrôle du potentiel de sulfuration lors de la flottation oxyde des rejets au concentrateur de Kamoto.

 

L’objectif poursuivi dans cette étude est de déterminer à quelle valeur du potentiel de sulfuration nous aurons les meilleures performances par rapport au rendement de récupération et teneur en cuivre dans le concentré oxydé.

 

Pour atteindre l’objectif du travail, nous effectuerons après caracrisation de l’échantillon, des essais de flottation en cellule de laboratoire limités en simple ébauchage et épuisement tout en variant uniquement la dose de l’agent sulfurant NaHS.

 

Hormis l’introduction et la conclusion, ce travail comporte deux parties structurées en quatre

 

chapitres à savoir :

 

 

   La présentation du concentrateur de Kamoto ;

 

   La synthèse bibliographique sur la flottation à la mousse ;

 

   Les mariels et méthodes ;

 

   La présentation et analyse des résultats expérimentaux.


 

 

CHAPITRE I. PRESENTATION DU CONCENTRATEUR DE KAMOTO

 

 

I.1. Géolocalisation

 

Le concentrateur de Kamoto, KTC en sigle, est une enti de la société Kamoto Copper Company ; sit à 12 km au Sud de la ville commerciale de Kolwezi, à 2 km à l’Est de la mine souterraine de Kamoto, à 8 km au Sud Est des usines hydrométallurgiques de Luilu et à 8 km de la mine à ciel ouvert de KOV. La ville minière de Kolwezi, chef-lieu de la province du Lualaba est repérée au Sud-est de la République Démocratique du Congo (Kasongo B., 2018).

 

I.2. Historique

 

Le concentrateur de Kamoto a été inauguré en 1968 avec la section KAMOTO 1 puis il a connu des extensions :

 

   En 1972 avec lajout de la section KAMOTO 2 ;

 

   En 1980 avec lajout de la section DIMA ;

 

   En 2015 avec lajout d’un broyeur semi-autogène.

 

 

I.3. Objectif

 

L’objectif de KTC est de produire les concentrés de cuivre et cobalt par la technique de  flottation

 

à la mousse à partir des minerais provenant de difrentes mines.

 

 

I.4. Circuit de traitement des minerais

 

Au concentrateur de Kamoto, le traitement des minerais passe par différentes opérations majeures regroupées en deux, en occurrence les opérations de fragmentation et de concentration. Ainsi cette enti de production comprend six grandes sections qui sont : le concassage, la reprise des stocks, le broyage humide, la flottation, la pparation des réactifs et lembouage (Akilimali P., 2018).

 

I.4.1. Concassage

 

Le but de cette section est de réduire la dimension des minerais tout-venants de la mine jusqu’à une granulométrie adaptée aux opérations ultérieures de broyage humide, qui permettront encore une libération poussée des minéraux utiles de ceux de la gangue.


 

 

Cette section comporte trois concasseurs à mâchoires respectivement nommés B3, B4, ICP et qui

 

réduisent le minerai jusqu’à une dimension de plus ou moins 180 mm (Akilimali P., 2018).

 

 

I.4.2. Reprise des stocks

 

C’est dans cette section  tous les produits concassés aux difrents postes de concassage sont réceptionnés et stockés suivant leur provenance avant de passer à l’étape de broyage humide. Elle comprend trois aires de stockage dont le premier pour stocker les minerais qui sont censés être broyer dans les Cascade Mills (broyeurs autogènes) CM1, CM2, CM3, CM4 dans la section broyage humide KAMOTO ; le second pour les minerais  de KOV concassés dans la mine au niveau de IPC et qui sont censés être broyer dans le broyeur semi-autogène CM5, enfin le troisième pour les minerais de Mashamba à broyer dans les Cascade Mills CM6 et CM7 dans la section de broyage humide DIMA (Akilimali P., 2018).

 

I.4.3. Broyage humide

 

Le broyage humide est une étape ultime de la fragmentation, ayant pour but de pousser la libération de manière plus ou moins complète des minéraux utiles, en réduisant davantage la dimension des minerais provenant du concassage jusqu’à une granulométrie requise (d90 = 75 µm pour les minerais sulfus et d80 = 150 µm pour les minerais mixtes) (Kasongo B., 2018).

 

I.4.4. Flottation

 

La flottation est une technique de concentration physicochimique basée sur les propriétés de surface des minéraux à flotter et fait appel à des actifs spécifiques (collecteur, moussant, activant, déprimant, etc.). La flottation au concentrateur de Kamoto se fait en trois étapes : un ébauchage, un épuisement et un finissage.

Actuellement il y a trois circuits de flottation qui sont : le circuit de flottation des sulfures de Kamoto, le circuit de flottation des mixtes de KOV et Mashamba et le circuit de flottation KITD (Kasongo B., 2018).

 

I.4.4.1. Circuit de flottation des sulfures de Kamoto

 

Pour que l’opération de flottation soit effective, KTC utilise deux réactifs qui sont le moussant G41 à une dose de 150 à 170 g/t de minerai et le collecteur SIBX (Sodium Iso butyle Xanthate) préparé à une concentration en poids de 10 % et utilisé à une dose de 30 à 40 g/t de minerai.


 

 

La flottation des sulfures de la mine de Kamoto produit 150 tonnes par jour de concentré sulfuré de teneur 35 % en Cu avec un rendement de récupération d’au moins 85 %.

 

I.4.4.2. Circuit de flottation des mixtes

 

Ce circuit traite les minerais mixtes de KOV et Mashamba titrant en moyenne 2,96 % en Cu. Le concentré sulfuré produit dans cette section a une teneur de 30 % en cuivre et le rejet essentiellement oxyde ayant une teneur requise autour de 3 à 4 % en cuivre est mélangé au concentré oxy produit au circuit de flottation KITD pour être envoyer aux usines hydrométallurgiques à Luilu.

 

I.4.4.3. Circuit de flottation KITD

 

Ce circuit traite les rejets mixtes de la digue du temps de la GCM et de KCC avant son art en

 

2015 titrant en moyenne 1,5 % en Cu et 0,15 % en Co. Dans cette section, un concentré sulfuré est produit titrant 25 % en Cu et un concentré oxy de teneur 13 % Cu. Le rendement de récupération global est de 55 % soit 17 % à la flottation sulfure et 38 %  à la flottation oxyde.

 

Les actifs utilisés sont : les collecteurs SIBX 10 % pour la flottation sulfure et PNBX 10 % pour la flottation oxyde, le moussant G41 100 %, l’activant NaHS 24 %, le déprimant Revadep 15 %.

 

Les doses de différents réactifs  utilisés dans ce circuit sont données dans le tableau I.1.

 

 

Tableau I.1 doses des réactifs du circuit KITD

 

 

Réactifs

Flottation sulfure

Flottation oxyde

SIBX

40 g/t

-

G 41

30 g/t

20 g/t

PNBX

-

250g/t

NaHS

-

950 g/t

Revadep

-

300 g/t

 

Le schéma présenté sur la figure I.1 illustre la manière dont la flottation se réalise dans le circuit

 

KITD.


 

 

 

 

Figure I.1 : Circuit de flottation KITD

 

 

 

I.4.5. Préparation des réactifs

 

Cette section s’occupe de la préparation de tous les réactifs utilisés lors de la flottation des minerais, parmi lesquels il y a le collecteur, l’activant, le dispersant et le moussant.

 

 

   Les collecteurs (PNBX et SIBX) sont préparés à 10 % ;

 

   Le sulfhydrate de sodium (NaHS) à 24 % ;

 

   Le silicate de sodium (Revadep) 15 % ;

 

   Le moussant G41 est utilisé à 100 %.


 

 

CHAPITRE II. SYNTHESE BIBLIOGRAPHIQUE SUR LA FLOTTATION A LA MOUSSE

 

 

II.1. Introduction

 

La flottation est la technique de concentration des minerais la plus souvent employée, son utilisation et son application sont en expansion vu qu’elle traite de grands tonnages et quelle couvre des nouveaux secteurs  (Kasongo B., 2018).

 

II.2. Définition et principe

 

La flottation est un procédé de séparation de matières solides en pulpe qui consiste à former, avec certains minéraux, un complexe plus ger que lensemble restant, sur lequel ce complexe peut flotter et dont il peut facilement être séparer (Kabange L., 2017).

La flottation à la mousse se base sur les propriétés de surface des particules pour effectuer la séparation. Pour pouvoir employer cette technique, il faut réunir trois conditions essentielles : (1) Obtention de bulles d’air stables pouvant former une mousse ; (2) Adhésion des minéraux à flotter aux bulles d’air ; Non adhésion aux bulles d’air des particules que l’on ne veut pas flotter et mouillage de ces particules par l’eau, (3) lévitation des minéraux valorisables accrochés aux bulles à la surface et leur récupération dans la mousse (Kanda J.M., 2012).

Le principe de la flottation est basé sur les proprtés hydrophobes et hydrophiles des surfaces des solides. Ces propriétés peuvent être naturelles ou stimulées à l’aide d’un réactif approprié qui est ajouté dans l’eau baignent les particules solides. Lorsque de l’air est introduit sous forme de petites bulles dans un tel milieu, il se produit un transport sélectif des particules hydrophobes. Les particules présentant des surfaces hydrophobes se fixent aux bulles d’air lorsqu’elles entrent en collision avec elles. Ce phénomène est à la grande affinité des surfaces hydrophobes pour l’air dont la nature est non-polaire. Les bulles dair entraînent ces particules jusqu’à la surface de la pulpe elles forment une mousse chargée. Par contre, les particules présentant des surfaces hydrophiles ne se lient pas aux bulles d’air et restent en suspension dans la pulpe. Les produits de la flottation sont le concentré et le rejet (Gosselin A., 1999).

La pulpe doit être préparée en fonction des substances à concentrer et cette préparation repose principalement sur la granulométrie des particules, l’ajout de difrents réactifs. Les moussants, les collecteurs, les déprimants et les activants sont les réactifs les plus utilisés lors d’une opération de


 

 

flottation.  La stabili de la mousse est assurée par les moussants. Les collecteurs ont pour rôle d’adhérer aux surfaces des particules désirées afin qu’ils les rendent hydrophobes et rophiles. Les activants alrent les surfaces des particules afin qu’ils les rendent plus susceptibles à l’action d’un collecteur. Le pH du milieu est très capable car lactivité de plusieurs réactifs en découle. Il est donc important de corriger la valeur du pH en fonction de réactifs utilisés (Gosselin A., 1999).

 

II.3. Réactifs de flottation

 

Les réactifs de flottation représentent une partie importante du coût des processus de traitement et sont utilisés à difrentes étapes du prodé pour assurer la séparation. Selon la composition du minerai à traiter, les stratégies d’addition des réactifs peuvent être très difrentes.

La flottation fait appel à cinq types des actifs : le collecteur, l’activant, le déprimant et le régulateur du pH agissent à la surface des minéraux, alors que le moussant agit sur l’hydrodynamique du système pulpe-écume (Ndamishimiro, 2017).

 

II.3.1. Collecteur

 

Le collecteur est un réactif qui est ajouté à une pulpe de flottation pour recouvrir les surfaces des minéraux utiles, généralement ceux que l’on désire flotter, d’un film ou pellicule hydrophobe. Ce réactif est adsor à l’interface solide-liquide (Kitobo W., 2009).

Les collecteurs sont regroupés en trois grandes cagories à savoir : les collecteurs non ionisés et non polaires (hydrocarbures), les collecteurs anioniques et les collecteurs cationiques.

 

II.3.1.1. Collecteurs non ioniques

 

Ces collecteurs sont des dérivés du pétrole (fuel oïl, gasoil, kérosène), qui peuvent être employés, soit seuls pour flotter les matières naturellement flottables comme le soufre ou le graphite, soit en mélange avec les collecteurs ioniques (exemple : fuel oil + sulfonates de pétrole) pour flotter les oxydes  (Corneil EK., 1973).

 

II.3.1.2. Collecteur anionique

 

Un collecteur anionique est celui qui, par dissociation dans l’eau, donne un anion ou ion négatif. Dans cette catégorie, nous distinguons deux classes à savoir : la classe des oxhydryles qui concerne les réactifs ne comportant pas du soufre ou comportant le soufre à létage d’oxydation +6 et celle des sulfhydryles comportant du soufre à l’étage doxydation -2 (Bouchard, 2001).


 

 

Ces collecteurs sont utilisés pour les minerais sulfus, les métaux natifs et les minerais oxydés ayant subi ou non une sulfuration superficielle (Corneil EK., 1973).  Ces principaux réactifs sont les suivants :

 

   Les xanthates ou alkyl-dithiocarbonates ;

 

   Les rofloats ou aryl ou alkyl-dithiophosphates ;

 

   Les acides gras et leurs savons ;

 

   Les réactifs divers (mercaptans, mercato-benzothiazole et thiocarbanilide)

 

   Les sulfates et les sulfonâtes d’alkyle et les sulfonâtes de pétrole.

 

 

II.3.1.3. Collecteur cationique

 

Un collecteur cationique est celui qui, par dissociation dans l’eau, donne un cation ou ion positif. Les collecteurs cationiques contiennent toujours de l’azote dans le groupe polaire ; les plus employés sont les amines d’alkyle et leurs sels. Les amines résultent du remplacement de 1, 2 ou

3 atomes d’hydrogène, dans la molécule de NH3, par des chaînes hydrocarbonées (Corneil EK.,

 

1973).

 

Le choix d’un réactif collecteur est orienté par les facteurs suivants : La puissance du collecteur qui se traduit par sa capacité d’attraction des bulles d’air ;  La sélectivité du collecteur à l’égard d’un minéral particulier  Le coût du actif que l’on souhaite généralement très modéré ;  Une solubilité dans l’eau du collecteur qui doit saccommoder à une stabilité chimique (Kalenga P.,

2018).

 

 

II.3.2. Moussant

 

Le moussant est un réactif, peu soluble dans l'eau, possédant une chaîne organique assez longue qui permet de diminuer la tension de surface de l'eau. L'addition de moussant favorise la production de bulles d'air fines et d'une écume stable. Idéalement le moussant ne doit pas réagir avec la surface des particules (Proulx M., 2000). Laction d’un moussant consiste donc en trois rôles différents (Kabange L., 2017) :

 

   favoriser une bonne dispersion de l’air en bulles nombreuses et petites, ne coalesçant pas ;

 

   décroître la vitesse ascensionnelle des bulles dans la pulpe, augmentant ainsi la probabilité de contact avec les particules rendues hydrophobes par le collecteur ;


 

 

   accroître la résistance mécanique des bulles aux variations de forces exrieures et favoriser ainsi finalement la stabilité de la mousse.

 

II.3.3. Activants et déprimants

 

Les activants et déprimants sont utilisés pour modifier la réactivité de la surface des particules vis- à-vis du collecteur. Lorsque les collecteurs ne réagissent pas avec la surface des minéraux cibles, la séparation est impossible. Un activant permet de modifier la nature chimique de la surface de ce minéral favorisant l'adsorption du collecteur. Contrairement à l'activant, le déprimant empêche le collecteur de réagir avec la surface d'une particule de gangue qui conserve ainsi son caracre hydrophile (Proulx M., 2000).

 

II.3.4. Modificateurs de pH

 

Les modificateurs de pH font partie des produits utilisés pour modifier les interactions minéraux/collecteur. Selon l'alcalinité de la pulpe de nouveaux composés se forment à la surface des minéraux et réduisent ou activent l'adsorption des collecteurs. En gle générale, la flottation des sulfures est effectuée en milieu alcalin car la plupart des collecteurs y sont plus stables en plus de minimiser les problèmes de corrosion des équipements. La chaux et le bicarbonate de sodium sont fquemment utilisés comme modificateurs de pH (Proulx M., 2000).

 

II.4. Facteurs influençant la flottation

 

Le nombre de variables intervenant dans le processus physico-chimique ainsi que dans la réalisation pratique de la flottation est grand et il existe de nombreuses interactions entre elles. On peut repartir les paramètres de la flottation en trois catégories (Kanda J.M., 2012) :

 

   Les paramètres chimiques : la nature et la dose des réactifs (collecteurs, moussants et modifiants).

   Les paramètres liés à l’appareillage : type dappareil utilisé, la vitesse du rotor de lappareil

 

(pour les machines de flottation mécaniques) et le débit d’air.

 

   Les paramètres liés à la préparation de la pulpe : la nature du minéral, la dimension des particules, la densité de la pulpe, la température, etc.


 

 

Certains de ces facteurs peuvent être totalement contrôlés (caractéristiques du minerai, canismes physico-chimiques du procédé). Dautres, en relation avec la préparation de la pulpe, les conditions opératoires et les dispositifs dans lesquels seffectue la flottation, peuvent être maîtrisés.

 

II.4.1. pH de la pulpe

 

Le pH intervient pour modifier la collection, non seulement par la compétition entre ions, mais également par son influence sur les propriétés de surfaces des minéraux. Le pH peut être considéré comme le facteur de contrôle et de sélectivité essentiel en flottation, car les minéraux ne flottent que dans des plages de pH bien définies (Kanda J.M., 2012).

 

II.4.2. Conditionnement

 

Laction des actifs de flottation n’est pas toujours instantanée et exige souvent un certain temps avant d’être effective et complète. Cette durée s’appelle temps de conditionnement et varie suivant la nature des actifs. A léchelle industrielle, laddition de ces actifs dans la pulpe peut se réaliser au broyage, dans des cuves de conditionnement à agitation mécanique ou directement dans les machines de flottation (Corneil EK, 1973).

 

II.4.3. Temrature

 

En général, les essais de flottation s’effectuent à température ambiante. On peut chauffer les pulpes soit pour améliorer le rendement, soit pour pouvoir employer des actifs très visqueux à température ambiante et ce procédé a é employé autrefois au Katanga pour flotter les minerais oxydés de cuivre par lhuile de palme en eau très dure (Corneil EK, 1973).

 

II.4.4. Granulométrie

 

La flottation met en jeu des phénomènes de surface, dont l’action est dautant plus intense que la surface spécifique des particules est grande, cest-à-dire que leur dimension est petite. En fait, on constate lorsque l’on flotte un minéral pur, que le rendement de la flottation varie en fonction de la dimension des particules et que ce sont les grosses particules et les particules très fines qui flottent le moins bien. Il existe donc une gamme de granulométries optimales pour obtenir un bon rendement de flottation. On suppose que les grosses particules flottent difficilement pour des raisons caniques, la taille des particules ne devant pas être trop importante d’une part pour rester accrochées aux bulles d'air malgré l’agitation intense qui prévaut dans les machines de flottation et d’autre part pour former avec les bulles dair des agrégats moins denses que l'eau. Par contre, les


 

 

très fines particules flottent mal car elles ne parviennent pas à adhérer aux bulles d’air, leur masse n’étant pas suffisante pour rompre, durant le temps très limi qui leur est donné, le film liquide qui entoure les bulles dair. On considère généralement que les dimensions les plus favorables pour la flottation sont comprises entre 10 et 100 microns, mais ces dimensions dépendent de la nature des minéraux flottés (Corneil EK, 1973).

 

II.4.5. Densité de la pulpe

 

La dilution des pulpes soumises à la flottation varie entre 15 et 40% en poids de solides et est le plus couramment comprise entre 20 et 30% en poids de solides. Lemploi de pulpes peu diluées permet des économies deau (pays arides) et de réactifs (moussants et réactifs régulateurs de pH), ainsi qu’une augmentation de la récupération du minéral flotté et de la capacité de traitement d’un dispositif de traitement de taille donnée. Par contre, la quanti de gangue entraînée caniquement dans la mousse est plus importante et les concentrés sont donc moins riches que lorsque la flottation est conduite en pulpes plus diluées. On peut conclure en soulignant qu’il y a int à employer une pulpe plus concentrée dans les opérations d’ébauchage et une pulpe plus diluée lors des opérations de finissage (Corneil EK, 1973).

 

II.5. Critères d’évaluation d’une opération de flottation

 

Les principaux critères dévaluation de la performance d’une opération de flottation que nous avons retenus sont : le rendement de récupération du métal utile, le rendement pondéral du concentré, le taux de concentration de métal utile (Corneil EK, 1973).

 

II.5.1. Rendement de récupération du métal utile

 

C’est le rapport en pourcentage du poids de métal contenu dans le concentré au poids de métal contenu dans lalimentation. Le rendement de récupération doit être le plus élevé possible pour minimiser les pertes de métal dans les rejets.

 

II.5.2. Taux de concentration

 

C’est le rapport de la teneur du tal dans le concentré sur la teneur du tal dans l’alimentation. La flottation est d’autant meilleure lorsqu’au bout du compte, on obtient un concentré dont le taux de concentration de l’élément utile est plus élevé.


 

 

II.5.3. Rendement pondéral

 

C’est le rapport exprimé en pourcentage du poids du concentré au poids de l’alimentation. Pour

 

une bonne opération de flottation, le rendement pondéral du concentré doit être le plus bas possible.

 

 

II.6. Stratégie d’ajout des réactifs

 

Une bonne stratégie dajout des réactifs caractérise la quanti et la façon dont les réactifs sont ajoutés dans un circuit de flottation. Les variantes résident dans le choix des réactifs, du dosage et de la distribution. Ces deux dernières composantes sont stragiques pour notre étude (Proulx M.,

2000).

 

 

II.6.1. Dosage des actifs

 

Lajout d’un réactif dans une unité de flottation est basé sur la quantité de minerai alimentée au circuit et est souvent exprimé en grammes des réactifs par tonne des minerais.   Le dosage des réactifs est une variable de contrôle stratégique ; lorsque le rendement métallurgique est à la baisse, on augmente le dosage du collecteur ou du moussant. Cependant le surplus du collecteur peut favoriser la flottation des espèces non désirées réduisant ainsi la sélectivité du procédé. De la même façon, une quantité trop élevée du moussant peut causer une augmentation de l’entrainement des particules. A l’opposé, une quanti insuffisante du collecteur réduit la capacité de flottation et l’utilisation restreinte du moussant peut aussi causer une instabilité de l’écume et une diminution du rendement de récupération des minéraux utiles. L'opérateur doit donc tenir compte de tous ces facteurs afin d'ajuster les dosages de réactifs de fon à maintenir les performances de l'unité de flottation. Sa tâche est plus complexe lorsque des activants et /ou déprimants sont utilisés pour la flottation (Proulx M., 2000).

 

II.6.2. Distribution des actifs

 

A difrents endroits du circuit de flottation, les actifs peuvent être ajoutés. On trouve parfois des points d’injection pour le collecteur et le régulateur de pH au broyage permettant ainsi de maximiser le temps de conditionnement. Cependant, la majeure partie du collecteur et du moussant est ajoutée dès la premre étape de l’ébauchage et une plus faible partie est distribuée dans les bancs de cellules subséquents (Proulx M., 2000).


 

 

II.7. Flottation des fines particules

 

La notion de particule fine est une notion relative : à quelle dimension doit-on tracer la ligne où une particule est considérée fine. Les discussions et la littérature à ce sujet peuvent parfois porter à confusion. Le terme « fines particules » est arbitraire et dépend très souvent de l’expérience, des situations ou des procédés étudiés. Il est aujourdhui reconnu par les auteurs que la cupération du minéral de valeur par le procédé de flottation est optimale pour les tailles intermédiaires des particules. Dans le cas des fines particules et des grosses particules, on observe des baisses significatives de cupération (Guettaf H., 2015).

 

II.7.1. Consommation des actifs

 

Le terme « consommation excessive » des réactifs par les fines particules a donné lieu à de nombreuses contradictions dans le passé. Une théorie proposait que cette consommation excessive était due au fait que l’activité de surface des fines particules était supérieure. Cette théorie était basée sur le principe quune fine particule devait avoir une quanti supérieure d’irgularités de surface. Cette activité de surface ferait en sorte qu’il y ait une augmentation de la solubilité, de l’hydratation et produirait une adsorption non spécifique de collecteur (Guettaf  H., 2015).

 

II.7.2. Contamination de la surface

 

Dans les années 30, il fut établi que la présence des particules hydrophiles de taille très fine (colloïdales) et en quantité importante pouvait nuire à la flottation des grosses particules par un phénomène de contamination de surface. Le pH fut identifié à l’époque comme étant un paramètre potentiel de contrôle, étant alors cité comme un des phénomènes les plus importants à contrôler en flottation. Bien que cette citation fût considérée plus tard comme exagérée, la contamination de surface demeure une problématique importante (Guettaf  H., 2015).

 

II.7.3. Dimension des bulles d’air

 

La surface totale d’une masse des fines particules est nettement supérieure à celle de la même masse des particules plus grossières. Suivant cette observation, il apparait nécessaire, qu’en présence des fines particules, la surface totale d’interface air-eau doit être supérieure afin d’assurer un taux de flottation similaire pour la même masse des particules grossières .Cela signifie qu’il est nécessaire davoir un système à l’intérieur duquel le pourcentage volumique d’air serait supérieur. Ce résultat ne peut être obtenu qu’en réduisant la dimension des bulles d’air utilisées.


 

 

Un article paru en 1963, établissait un énoncé selon lequel les particules fines s’attachent préférentiellement aux bulles d’air de fine dimension alors que la flottation des particules grossières est favorisée par les bulles d’air de plus grande dimension. Cependant, cette observation n'était appuyée d'aucun résultat expérimental. Elle rencontre toutefois la plupart des observations supplémentaires en matière de flottation des fines particules relativement à la dimension des bulles d’air. Par contre, celles-ci sont plutôt basées sur le principe qu’une bulle d’air de dimension supérieure serait nécessairement pour soulever des particules grossières (Guettaf H., 2015).

 

II.8. Probabilité de flottation

 

Cette notion relativement simple de la probabilité de flottation indique qu'il existe trois conditions essentielles à la cupération d'une particule au concentré. Cette particule doit dans un premier temps entrer en collision avec une bulle d'air. Les conditions doivent ensuite être favorables afin que ce contact soit suivi de la formation d'un aggat bulle - particule. Finalement, la stabili de l'aggat ainsi for doit être suffisante afin de contrer les forces s'exerçant pour le briser. Ces trois conditions ou probabilités fondamentales dépendent de la dimension des particules et des bulles (Pelletier D., 1999).

 

II.8.1. Probabilité de collision

 

Lorsqu’une bulle est formée dans un fluide, les lignes découlement de fluide autour de la bulle

 

ressemblent à celles indiquées à la figure II.1.

 

 

 

Figure II.1 : Ligne découlement d’un fluide autour d’une bulle d’air (Pelletier D., 1999)

 

La trajectoire exacte des lignes d’écoulement est déterminée par le nombre de Reynolds. Lorsqu’une particule se retrouve à proximité de la bulle sur une ligne découlement et qu’elle se change par la trajectoire de celle-ci, elle ne peut être collectée que si elle est de dimension suffisante. En fait, le rayon de la particule doit être plus grand que la petite distance entre la bulle et la ligne découlement. Une seconde théorie stipulait qu’il y aurait une collision bulle-particule, lorsque celle-ci possède une inertie suffisante pour quitter les lignes d’écoulement se forment


 

 

autour de la bulle d’air ; Etant donné leur masse et par le fait même leur faible inertie, les particules fines possèdent alors une probabilité de collision inférieure à celle des particules intermédiaires et grossières (Pelletier D., 1999).

 

II.8.2. Probabilité d’adhésion

 

Lorsqu’une particule atteint le point de contact avec une bulle d’air, un certain temps est requis afin qu’il y ait rupture du mince film séparant la bulle et la particule. Ce temps, appe le temps d’induction, est fonction des différentes caracristiques de la particule. Pour qu’il y ait adhésion, le temps d’induction doit être inférieur au temps permettant à la particule de glisser hors de la bulle. Dans le cas de l’adhésion, plus une particule est grossière plus le temps d’induction est grand. Cette augmentation du temps d’induction requis fait en sorte que la probabilité dadhésion est moindre pour une particule grossière. Par conséquent, cette probabilité nest pas un facteur limitatif dans le cas de la flottation des particules fines (Pelletier D., 1999).

 

II.8.3. Probabilité de tachement

 

La probabilité de détachement, aussi appelée par certains auteurs la probabilité de stabili de l’agrégat bulle-particule, exprime la probabilité que l’aggat formé par les deux canismes prédents soit ultérieurement brisé. Cette probabili est fonction de plusieurs paramètres tels que la quanti de collecteur, la dimension des bulles dair et le degré de turbulence existant à l’intérieur de l’équipement de flottation. Au niveau de la dimension des bulles d'air, des résultats obtenus par étude de vibration démontrent qu'une particule grossière est plus facilement détachée lorsque l'aggat bulle – particule est foravec une bulle de plus faible dimension. En ce qui concerne la taille des particules, il est reconnu que la probabilité de détachement augmente avec la taille des particules, étant donné le poids ou l’inertie supérieure que possèdent les particules grossières relativement à celle des particules fines. Les forces agissent pour briser lagrégat bulle-particule sont par conséquent supérieures. Finalement et contrairement aux particules grossières, la probabilité de détachement des particules fines est indépendante de la taille des bulles auxquelles elles sont attachées (Pelletier D., 1999).

 

II.9. Flottation à la mousse des minerais mixtes

 

Pour flotter les minerais mixtes, deux techniques sont généralement employées sur le plan industriel à savoir : la flottation séparée sulfures-oxydes et la flottation globale (Akilimali P., 2018).


 

 

II.9.1. Flottation séparée sulfures-oxydes

 

Ce type de flottation consiste à séparer les minéraux sulfus de ceux qui sont oxydés. La première étape consiste à recueillir les minéraux sulfus suivant un gime de flottation adéquat. On limite le plus efficacement possible leur entrainement dans la flottation de la partie oxyde. Les minéraux sulfus flottant plus aisément, le rendement de cupération est généralement élevé. La deuxième étape consiste à flotter le rejet de la flottation des sulfures : celui-ci est considéré comme étant un minerai oxydé. Dans cette dernière étape, on peut soit flotter les minéraux oxydés sans ou avec sulfuration superficielle (Akilimali P., 2018).

 

II.9.2. Flottation globale

 

La flottation globale est appelée aussi flottation non sélective. Dans le cas des minerais mixtes, elle est une technique consistant à récupérer simultanément les oxydes et les sulfures. Le concentré obtenu est mixte. Cette technique est une alternative lorsque la flottation séparée sulfures-oxydes n’aboutit pas à des meilleurs résultats. Le gime des réactifs généralement mis en pratique est basé sur ceux des parties sulfure et oxyde (Akilimali P., 2018).

 

II.10. Flottation des minerais oxydés cupro-cobaltifères

 

II.10.1. Introduction

 

La concentration des minerais oxydés de cuivre et cobalt se fait par les diverses méthodes ci-après:

 

 

   flottation à l’aide des xanthates après sulfuration superficielle ;

 

   flottation à l’aide des acides gras ;

 

   flottation aux hydroxamates ;

 

   flottation par des réactifs chélatans.

 

 

Le choix de l’un des modes est décidé par la prise en compte de plusieurs paramètres parmi lesquels nous citons : les caracristiques minéralogiques du minerai, les coûts des réactifs et les objectifs fixés par l’exploitant (teneur et rendement de récupération) (Kanda J.M., 2012).

 

II.10.2. Flottation aux acides gras

 

Dans le procédé de flottation aux acides gras tel que réali dans l’ex province du Katanga, lacide gras est utili sous forme d’une mixture additionnée à une pulpe de minerai broyé et préalablement


 

 

conditionnée. Les collecteurs souvent utilisés sont des mélanges dacides gras non saturés dont le rôle serait plutôt moussant et des acides gras saturés dont le rôle est collecteur. A ce jour, la mixture est d’une composition variable selon les fabricants. Elle est généralement à base d’huile de palme hydrolysée et de gasoil. Lacide gras comme collecteur utili est l’huile de palme reconstruite à

75%, ceci signifie que l’huile de palme hydrolysée est ramenée par mélange avec l’huile de palme brute à une acidi de 75%. Cette huile de palme dite reconstituée est mélangée avec du gasoil et du tall oïl dans les proportions de 72%, 24%, 4%, le tout est émulsifié dans de l’eau chaude légèrement carbonatée. Le rinkalore est le nouveau réactif de type acide gras, en promotion qui remplace l’huile de palme comme collecteur devenu rare dans lex province Katanga et devant être importé (Akilimali P., 2018).

 

II.10.3. Flottation à l’aide des xanthates aps sulfuration superficielle

 

Les minerais oxydés de cuivre et cobalt ne sont pas facilement cupérables à l’aide des collecteurs des sulfures tels les xanthates. Pour les permettre de flotter, il est d’usage industriel de les sulfurer superficiellement afin de les flotter comme des minéraux sulfus. La flottation aux xanthates est souvent appréciée car généralement plus sélective que la flottation aux acides. Elle n’est pas restreinte par la nature de la gangue, mais elle est jugée difficile à contrôler et onéreuse. La sulfuration a pour objectif la formation d’une couche de sulfure à la surface des grains des minéraux oxydés de Cu-Co, afin de les flotter par des collecteurs usuels des sulfures tels les xanthates pour le cas qui nous concerne. Les conditions de la pulpe doivent être bien surveiles car, les travaux démontrent qu’aux faibles concentrations, le sulfurant est un activant, mais à fortes concentrations, il devient un déprimant pour les minéraux nouvellement sulfus (Kanda J.M., 2012).

Lentièreté des minerais oxydés à gangue silico-dolomitique, ainsi que les minerais mixtes le cobalt oxy est présent sous forme d’hérogénite, sont traités par le pro de flottation par sulfuration. Suivant ce procédé, on effectue une sulfuration superficielle de ces minerais à l’aide des sulfures solubles tels que le sulfhydrate de sodium (NaHS), le sulfure de sodium (Na2 S) ou le sulfure dammonium (NH4)2S ; permettant de les rendre aptes à la collection avec les collecteurs de type sulfhydryle. La flottation est ensuite effectuée à l’aide d’un xanthate, collecteur classique des minéraux sulfus. Pour une meilleure sulfuration des minerais oxydés, l’alcalinité optimale correspond à un pH environnant 8,5 et 9,6 et il faudra noter que le sulfure de cuivre formé par sulfuration superficielle de ces minerais est moins stable qu’un sulfure de cuivre naturel (Shengo M., 2013).


 

 

Dans les lignes qui suivent, nous nous inresserons à la flottation par sulfuration à laide du

 

sulfhydrate de sodium (NaHS) qui est en rapport avec notre étude.

 

 

II.10.3.1 Flottation par sulfuration avec le sulfhydrate de sodium

 

Certaines substances minérales dès leur nature, flottent aisément sur un liquide et cest le cas du soufre, du carbone (graphite), du charbon. Par contre d’autres substances ne flottent pas, pour les permettre de flotter, un traitement chimique est nécessaire. Suite à la bonne flottabilité des minéraux sulfus, il est préférable dactiver les minéraux oxydés par certains réactifs chimiques comme le sulfhydrate de sodium afin qu’ils se comportent comme les sulfures. Ce actif forme une couche de sulfure autour des minéraux oxydés en leur conférant le comportement des sulfures. La dissociation du NaHS dans l’eau donne les espèces ioniques et cela est illustré à travers les réactions  (2.1), (2.2), (2.3) et (2.4) (Ndamishimiro, 2017).

 

NaHS + H2O → NaOH + H2S                                           (2.1)

 

NaOH → Na+ + OH -                                                                            (2.2)

 

H2 H+ + HS-                                                                                   (2.3) HS- H+ + S2-                                                                                                               (2.4)

Lorsque le sulfurant est introduit dans la pulpe, le pH de cette dernière précise les espèces ioniques présentes en solution. Ainsi pour des valeurs comprises entre 8 et 11 les espèces présentes seront le HS- espèce plus réactive et le S2-, leur quanti dépendra de la dose du sulfurant introduite dans la pulpe et des réactions secondaires pouvant consommer le sulfurant. La Figure II.2 indique les espèces chimiques dissociées (Kanda J.M., 2012).

 

 

Figure II.2 : Espèces chimiques dissoces du NaHS (Kanda J.M., 2012)


 

 

En dessous du pH 6, l’espèce dominante est la molécule de H2S, à pH 7, les espèces de soufre sont reparties de fon égale entre H2S et HS-. Enfin à pH supérieur à 11 l’espèce la plus répandue est S2- .

En effet, suivant le pH, il y aurait compétition entre les ions HS--, S2- et OH -. Ainsi  l’adsorption des ions HS- et S2- à la surface des grains dé sulfurés provoquerait une charge de surface négative trop grande et cela empêcherait toute autre adsorption des anions de toute nature y compris ceux du collecteur.

La concentration en sulfurant diminue au fur et à mesure qu’il est introduit dans la pulpe car le sulfurant réagit au travers des réactions suivantes (Kanda J.M., 2012) :

   La action principale est la formation d’une couche de sulfure ;

 

 Les réactions auxiliaires sont l’oxydation des ions sulfures par l’oxygène de l’air et la formation des colloïdes de sulfure de cuivre qui seraient dus à la réaction entre les ions Cu2+ libérés lors de la sulfuration et les ions HS-- et S2-.

 

Le sulfurant ne confère pas une propriété hydrophobe à la surface du grain oxydé, mais cest l’action du collecteur qui rend cette surface hydrophobe. Pour le cas du cuivre dans les gisements oxydés, cest principalement la malachite sulfue qui adsorbe le xanthate. Ladsorption du collecteur est souvent dépendante de la concentration en collecteur mais aussi de l’état de surface. La action directe entre les ions sulfures et l’oxygène dissous est lente en labsence du catalyseur et la surface des minéraux joue une action catalysante sur la réaction doxydation des espèces sulfurées en sulfates et thiosulfates. La consommation d’ions sulfures en exs sera dépendante de

   la psence d’un minéral avec activité de catalyseur ;

 

   la disponibilité de loxygène dissous ;

 

   l’influence du pH (sulfuration en milieu neutre ou alcalin pour éviter toute décantation du sulfurant. A pH très élevé, il se forme du sulfure de cuivre colloïdal très néfaste à la flottation, s’ajoute également l’instabilité de la couche de sulfure de cuivre formée, diminuant ainsi l’efficacité de la sulfuration).

Diminuer l’exs des ions sulfures en jouant sur loxydation ne présente pas toujours des avantages, car on risque de consommer le maximum de sulfurant. Les espèces oxydées telle que le thiosulfate dépriment fortement la flottation de certains minéraux (destruction de la couche de sulfure formée pour le cas de la chrysocole), Il y a risque d’oxyder aussi le film de sulfure fraîchement formé.


 

 

Les équations (2.5) et. (2.6) proposées indiquent les probables produits de la réaction de sulfuration de la malachite.

CuCO3.Cu (OH)2 + HS-  →  Cu S + Cu2+ + HCO3-  + 2 OH –                                             (2.5)

 

CuCO3.Cu (OH) + HS- →   Cu(OH)2. Cu S + CO32-    + H2O                                 (2.6)

 

Au regard de tous ces phénomènes, il serait important de contrôler l’ajout de l’agent sulfurant (NaHS) dans la pulpe car une mauvaise récupération des minéraux utiles est obtenue aussi bien en cas d’insuffisance ou en cas d’exs.

 

II.10.3.2. Flottation avec contrôle du potentiel de sulfuration

 

La sulfuration d’un minerai oxydé est un processus réactionnel en deux étapes dont la première étape, caracrisée par une cinétique rapide, conduit à la formation d’une couche primaire de sulfuration(MS) via un contact direct minéral-sulfurant. Quant à la seconde étape, elle génère la couche secondaire de sulfuration avec une cinétique lente imposée par la vitesse de diffusion d’ions métalliques du minéral à travers la couche primaire de sulfuration. Elle conduit à la formation d’un sulfure déficitaire en métal (MxS), cest-à-dire quelle renforce l’hydrophobie d’un minerai soumis à la sulfuration. Concernant lactivation des minerais oxydés, la pratique industrielle recommande la sulfuration à potentiel contrôlé. En effet, des ajouts fractionnés du sulfurant permettent d’améliorer le rendement de cupération des minerais utiles du fait qu’ils gulent la concentration d’ions sulfures et sulfhydrates présents dans la pulpe.  De plus, le processus de sulfuration des minerais oxydés peut être aisément suivi en utilisant une électrode ionique spécifique. Lapport « contrôle du sulfurant » permet donc d’optimiser la flottation des minerais oxydés. En effet, dans une gamme de pH allant de 7 à 14, le potentiel mesuré dans la pulpe varie proportionnellement à la concentration de l’ion sulfure. Par ailleurs, il est admis que l’injection du sulfurant dans la pulpe à des fortes doses initiales améliore la récupération des minéraux utiles. Cependant, il est démontré qu’une partie du sulfurant est consommée par l’oxygène de l’air injec dans la pulpe pendant la flottation des minerais oxydés. Cela conduit à la formation d’ions oxysulfures, cest-à-dire une surconsommation du sulfurant par des actions parasites. Si l’on utilise une injection unique de sulfurant, il peut donc en résulter un déficit de sulfuration des minerais oxydés et par conséquent, une détérioration du rendement de récupération des métaux utiles.  Lexs d’ions sulfures et sulfhydrates perturbe l’adsorption du collecteur sur les sites actifs des minerais utiles du fait qu’il baisse le potentiel redox de la pulpe. Les ions sulfhydrates et sulfures s’absorbent sur le minéral


 

 

utile et entrent en compétition avec le collecteur dont ils entravent l’adsorption via une répulsion

 

électrostatique (Shengo M., 2013).


 

 

CHAPITRE III. MATERIELS ET METHODES

 

Ce chapitre présente les matériels et les méthodes qui rendent compte de notre démarche expérimentale.

 

III.1. Matériels III.1.1. Echantillons III.1.1.1. Provenance

Léchantillon qui a fait l’objet de notre étude, provient du circuit d’alimentation des cellules de flottation de l’usine de concentration de l’entreprise Kamoto Copper Company. La pulpe a été prélevée au niveau du tank de réception 5/011.

 

III.1.1.2. Constitution

 

A intervalle gulier d’une heure, la pulpe a é prélevée dans un récipient en plastique de 10 litres de 07 heure à 19 heure permettant ainsi de constituer un échantillon composite de 120 litres.

 

La pulpe prélevée a é placée dans un grand seau en plastique et laissée reposer pendant 24 heures jusqu’ à la sédimentation complète des particules solides. Ensuite un siphonnage a é alien vue de soutirer la quanti d’eau qui surnageait alors que  les particules solides ont é mises sur des pans et séchées à l’étuve pendant 24 heures. De cette manière, un échantillon de 40 kg a éconstitaprès homogénéisation.

 

III.1.2. Réactifs

 

III.1.2.1. Types des réactifs

 

Divers réactifs chimiques ont é utilisés durant ce travail. Leur nature est vare, allant des produits organiques aux produits inorganiques.

 

   Les collecteurs : SIBX (sodium iso butyle xanthate) et PNBX (potassium normale butyle xanthate) fournis par la firme SENMIN, ils appartiennent à la famille des dithiocarbanates (xanthates) et répondent respectivement aux formules chimiques suivantes : (CH3)2-CH- CH2-O-SSNa et CH3-(CH2)3-O-SSK ;

 

   Le moussant : Senfroth G41 ;


 

 

   Lactivant : le sulfhydrate de sodium (NaHS) ;

 

   Le dispersant : le silicate de sodium (Na2SiO3) de type revadep.

 

 

III.1.2.2. Préparation des solutions dessai

 

Les réactifs utilisés en solution lors de la réalisation de nos essais de flottation ont é préparés à des pourcentages suivants : les collecteurs SIBX et PNBX à 1%, le NaHS à 10%, le Na2SiO3 à

10%. Le moussant G41 a été utilisé tel que fourni à létat liquide.

 

La préparation des solutions de ces différents actifs a é faite sur base du mode opératoire suivant :

 

   Peser sur la balance une masse de actif équivalent à la concentration recherchée, soit 1g pour les deux collecteurs et 10g pour le NaHS ainsi que le Na2SiO3 dans notre cas ;

 

   Dissoudre dans une quanti d’eau inférieure à 100 ml, puis ramener le volume jusqu’au trait de jauge par ajout deau à laide dune pipette ;

 

   Agiter pour homogénéiser.

 

 

III.1.2.3. Calcul du volume de solution de actif

 

 

Les doses des réactifs sont exprimées en gramme par tonne de minerai qui est l’unité à léchelle industrielle. Au niveau du laboratoire, les doses doivent être converties en ml de solution du réactif par kilogramme ou gramme de minerai.

Connaissant le poids sec du minerai à flotter, la concentration de la solution de chaque réactif et la

 

dose à utiliser, le volume en ml du réactif est calculé en se servant de la formule suivante :

 

 


(

 
masse du minerai à flotter (g) × dose  du réactif  g)

Volume du actif en ml =                                                                                                                                                               t       

concentration de la solution du réactif ( g  )×1000000

ml


(3.1)


 

 

Sur base de la prise d’essai de 977g de matière et du dosage des actifs, les difrents volumes des solutions des réactifs utilisés lors des essais sont donnés dans le tableau III.1.


 

 

Tableau III.1. Volumes des réactifs utilisés pour différents essais de flottation

 

 

 

 

Essai

Flottation  sulfure

Flottation oxyde (ébauchage)

Flottation oxyde

(épuisement)

SIBX (ml)

G41 (ml)

NaHS (ml)

PNBX (ml)

Revadep

(ml)

G41 (ml)

NaHS (ml)

PNBX (ml)

1

3,9

0,029

5,57

15,9

2,93

0,02

3,713

8,5

2

3,9

0,029

3,52

15,9

2,93

0,02

2,345

8,5

3

3,9

0,029

4,7

15,9

2,93

0,02

3,13

8,5

4

3,9

0,029

5,86

15,9

2,93

0,02

3,9

8,5

5

3,9

0,029

7

15,9

2,93

0,02

4,7

8,5

6

3,9

0,029

8,2

15,9

2,93

0,02

5,5

8,5

7

3,9

0,029

9,4

15,9

2,93

0,02

6,3

8,5

8

3,9

0,029

10,6

15,9

2,93

0,02

7

8,5

9

3,9

0,029

11,8

15,9

2,93

0,02

7,8

8,5

 

 

 

III.1.3. Appareillage et accessoires

 

Il a été nécessaire d’utiliser pour l’ensemble des opérations faites : des sacs en plastique, des jetons et marqueurs pour étiquetage, l’étuve, la balance électronique de marque SARTORIUS, un tamiseur (RO-TAP) et des tamis de difrentes mailles, des éprouvettes (500,1000 et 2000 ml), des pans, une spatule, une brosse, deux raclettes pour récupérer la mouse, une pissette, des béchers, des seringues, des seaux en plastique, un chronomètre, un pH-mètre, un potentiomètre de marque HANNA, une machine de flottation de type DENVER et des cellules de flottation de 2,5 litres.


 

 

 

 

 

(a) Balance                                        (b)   Tamiseur et Série des tamis

 

 

 

 

( c) Machine de flottation

 

 

Figure III.1 : Photos des appareils importants utilisés au laboratoire


 

 

III.2. thodes de caractérisation et d’expérimentation

 

III.2.1. thodes de caractérisation

 

La caractérisation de l’échantillon a porté sur l’analyse minéralogique, l’analyse granulométrique, l’analyse granulo-chimique et lanalyse chimique.

 

III.2.1.1. Analyse minéralogique

 

Lanalyse minéralogique de l’échantillon a é réalisée au microscope binoculaire de marque ALLTION au laboratoire minéralogique de géologie de la Faculté des Sciences de l’Université de Lubumbashi. Les résultats des observations faites sur notre échantillon sont repris dans le tableau III.2.

 

Tableau III.2. Résultats de l’analyse minéralogique

 

 

Classes miralogiques

 

Minéraux principaux

 

Formules chimiques

 

 

 

Oxydes

 

Hérogénite

 

CoO.3Co2O3,CuO.7H2O

 

Quartz

 

SiO2

 

Goethite

 

Fe2O3.n H2O

 

 

Sulfures

 

Chalcopyrite

 

CuFeS4

 

Carrolite

 

CuCo2S4

 

 

Carbonates

 

Malachite

 

CuCO3.Cu(OH)2

 

Dolomite

 

CaCO3.MgCO3

 

 

 

 

De l’observation faite au microscope binoculaire, trois principales classes minéralogiques ont été identifiées à savoir les oxydes, les sulfures et les carbonates.

Le cuivre et le cobalt en tant qu’éléments à valoriser, ils ont é identifiés dans les minéraux de malachite et de chalcopyrite pour le cuivre ; les minéraux d’hérogénite et de carrolite pour le cuivre et cobalt.


 

 

III.2.1.2. Analyse granulométrique

 

Lanalyse granulométrique a é faite par tamisage à laide des tamis douvertures de mailles de

 

425, 212, 150, 106, 75, 53, 38 et 25 µm. Le mode opératoire pour cette analyse  a été le suivant :

 

 

   Prélever une prise dessai de 1 kg ;

 

   Faire un tamisage humide sur un tamis de 25 μm ;

 

 

   Sécher le refus et le passant du tamis à l’étuve pendant 24 heures à une température de

 

110°C ;

 

 

   Peser le passant sec et mettre le refus sur une série de tamis en commençant par le tamis d’une grande ouverture jusqu’au tamis de petite ouverture (425, 212, 150, 106, 75, 53, 38 et 25 μm) ;

 

   Placer la série des tamis sur le Ro-tap et tamiser pendant 5 minutes ;

 

   Peser chaque refus du tamis.

 

 

Les résultats de l’analyse granulométrique effectuée sur l’échantillon sont présentés dans le tableau

 

III.3 et illustrés sur la figure III.2.

 

 

Tableau III.3. Résultats de l’analyse granulométrique

 

 

Domaine dimensionnel (µm)

 

Poids refus

(g)

 

Refus (%)

 

Refus cumulés (%)

 

Passants cumulés (%)

 

+ 425

3,8

0,39

0,39

99,61

-425

+ 212

40,7

4,17

4,56

95,44

-212

+ 150

71,7

7,35

11,91

88,09

-150

+ 106

127

13,02

24,93

75,07

-106

+ 75

142,8

14,64

39,57

60,43

-75

+ 53

158,2

16,22

55,79

44,21

-53

+ 38

117

12,00

67,79

32,21

-38

+ 25

46,3

4,75

72,53

27,47

-25

 

267,9

27,47

100,00

0,00

Total

975,4

100,00

 

 


 

 

 

 

 


100

 

Zone de Texte: Passants cumulés (%)90

 

80

 

70

 

60

 

50

 

40

 

30

 

20

 

10

 

0


 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

0    2 5 75  100 125 150 175 200 225 250 275 300 325 350 375 400 425 450


 

Dimensions m)

 

 

Figure III.2 : Courbe des passants cumulés

 

Lanalyse des résultats de la caractérisation granulométrique de l’échantillon indique que le d80 est de 140 µm. Le retraitement des rejets de la digue se fait au concentrateur de Kamoto sans aucune adaptation dimensionnelle.

On admet généralement que les dimensions les plus favorables pour la flottation sont comprises entre 10 et 100 µm, la granulométrie à partir de laquelle le rendement de cupération commence à diminuer est de 75 µm et on note une diminution significative à 100 µm d’après Pelletier (1999) cité par Kikote (2016).

De ce qui précède, nous pourrions recommander pour l’amélioration des résultats métallurgiques une adaptation dimensionnelle de la matière à retraiter afin de répondre aux exigences granulométriques de la flottation.

La problématique de retraitement des rejets de flottation abordée par Kikote (2016) indique qu’il ne faudra pas rebroyer la totali de la matière à traiter mais qu’il ne faudra rebroyer que la fraction supérieure à 75 µm en la séparant de la fraction inférieure à 75 µm avant flottation.

 

En ce qui concerne nos essais, nous les ferons à la manière de KTC c’est-à-dire sans aucune réduction dimensionnelle de la fraction supérieure à 75 µm.


 

 

III.2.1.3. Analyse granulo-chimique

 

Chaque tranche issue de l’analyse granulométrique a é soumise à lanalyse chimique au spectromètre dabsorption atomique au laboratoire de Luilu. Les résultats sont donnés dans le tableau III.4 et illustrés sur la figure III.3.

Tableau III.4. Résultats de l’analyse granulo-chimique de l’échantillon étudié

 

Domaine

dimensionnel (µm)

Poids

(g)

Cu tot

(%)

Co tot

(%)

Poids

Cu (g)

Poids

Co  (g)

Répartition

Cu (%)

Répartition

Co (%)

 

+ 425

3,8

1,380

0,210

0,052

0,008

0,372

0,433

-425

+ 212

40,7

1,560

0,210

0,635

0,085

4,509

4,641

-212

+ 150

71,7

1,780

0,230

1,276

0,165

9,063

8,955

-150

+ 106

127

1,750

0,210

2,223

0,267

15,783

14,483

-106

+ 75

142,8

1,560

0,190

2,228

0,271

15,820

14,734

-75

+ 53

158,2

1,260

0,170

1,993

0,269

14,156

14,605

-53

+ 38

117

1,050

0,150

1,229

0,176

8,724

9,531

-38

+ 25

46,3

1,270

0,140

0,588

0,065

4,176

3,520

-25

 

267,9

1,440

0,200

3,858

0,536

27,396

29,097

Total

975,4

1,444

0,189

14,081

1,841

100,000

100,000

 

 

 

 

30,00

 

25,00

 

Zone de Texte: Répartition (%)20,00

 


15,00

 

 

10,00


Cu tot

 

Co tot


 

5,00

 


0,00


-25          25           38           53           75          106         150         212         425

Dimensions (µm)


 

 

 

Figure III.3 : Répartition du cuivre et cobalt dans les différentes tranches granulométriques

 

Lanalyse des résultats de la caractérisation granulo-chimique indique que près de 55%  à 57% de cuivre et de cobalt se trouve dans la fraction inférieure à 75 µm. Mais la grande partie de cuivre et de cobalt (soit 27,396 % Cu et 29,097 % Co se trouve dans la fraction de -25 µm.


 

 

III.2.1.4. Analyse chimique

 

Lanalyse chimique de léchantillon a été effectuée au  laboratoire chimique de Luilu avec un spectromètre dabsorption atomique (SAA). Les résultats de ladite analyse sont présentés dans le tableau III.5.

 

Tableau III.5. sultats de l’analyse chimique de léchantillon étudié

 

Cu total (%)

Cu soluble (%)

Co total (%)

Co soluble (%)

1,43

1,2

0,19

0,1

 

En examinant les résultats présentés dans le tableau III.5, nous constatons que la grande partie de cuivre (soit 83,92 %) de l’échantillon se trouve sous la forme soluble dans les minéraux de malachite et d’hérogénite. La fraction insoluble de cuivre est contenue dans les minéraux de chalcopyrite et de carrolite.

 

Pour ce qui est du cobalt, la proportion de la partie soluble est à peu près la même que celle de la fraction insoluble (soit 52,632 %). La fraction soluble se trouve dans le minéral d’hérogénite et celle qui est insoluble dans  la carrolite.

 

La présence des minéraux sulfus et oxydés justifie de faire dans la présente étude, comme cela est le cas au Concentrateur de Kamoto la flottation des minéraux sulfus suivie de celle des minéraux oxydés.

 

III.2.2. thodes dexpérimentation

 

L’expérimentation a consisté en des essais de flottation en cellule. Ces essais ont été réalisés au laboratoire du Concentrateur de Kamoto en vue de déterminer à quelle valeur du potentiel de sulfuration nous aurons les meilleures performances par rapport au rendement de récuration et teneur en cuivre dans le concentré oxydé.

 

III.2.2.1. Conditions opératoires

 

Vu que le rejet est mixte (sulfure-oxyde) et il y a une quanti de sulfure qui peut être récupérée pour augmenter la production, KTC dans son circuit préfère commencer par flotter les sulfures comme ils flottent aisément départ leur nature comparativement aux oxydes et par la suite flotter les oxydes. C’est ainsi que nos essais ont suivi la même logique, vu que le NaHS est ajouté à l’ébauchage et l’épuisement de la flottation oxyde pour former des couches de sulfure sur les grains


 

 

des minéraux oxydés afin de les flotter à l’aide des collecteurs du type xanthate, nous nous

 

limiterons aussi en un simple ébauchage et épuisement.

 

Nous avons réali premrement un essai dans  les conditions de l’usine par rapport à la dose de chaque réactif. Deuxième, 8 essais ont été alisés en nous référant aux conditions de l’usine en ce qui concerne les types et les doses des collecteurs (SIBX et PNBX), moussant (G41), le revadep (silicate de sodium), seule la dose du NaHS a é variée de 600g/t jusqu’à 2000g/t avec un pas de

200.

 

Quant à la répartition du NaHS lors des essais, 60 % de la dose ont été ajoutés au niveau de l’ébauchage et 40% au niveau de l’épuisement. Le collecteur PNBX, 65% de la dose ont é ajoutés au niveau de lébauchage et  35% à l’épuisement.

 

Le tableau III.6 donne le nombre d’essais effectués ainsi que les doses des réactifs pour chaque essai.

 

Tableau III.6. Dose des réactifs pour différents essais de flottation

 

 

 

 

Essai

Flottation  sulfure

Flottation oxyde (ébauchage)

Flottation oxyde

(épuisement)

SIBX

G41

NaHS

(60%)

PNBX

(65%)

Revadep

G41

NaHS

(40%)

PNBX

(35%)

1

40 g/t

30 g/t

950 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

950 g/t

250 g/t

2

40g/t

30 g/t

600 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

600 g/t

250 g/t

3

40 g/t

30 g/t

800 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

800 g/t

250 g/t

4

40 g/t

30 g/t

1000 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

1000 g/t

250 g/t

5

40 g/t

30 g/t

1200 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

1200 g/t

250 g/t

6

40 g/t

30 g/t

1400 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

1400 g/t

250 g/t

7

40 g/t

30 g/t

1600 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

1600 g/t

250 g/t

8

40 g/t

30 g/t

1800 g/t

250 g/t

300 g/t

20g/t

1800 g/t

250 g/t

9

40 g/t

30 g/t

2000 g/t

250 g/t

300 g/t

20 g/t

2000 g/t

250 g/t


 

 

II.2.2.2. Produre exrimentale

 

Nous avons procé de la manière suivante pour réaliser les différents essais :

 

   Préparer une pulpe de densité 1300 et 30% en solides à partir d’une masse de 977 g de minerai et 2,3 litres d’eau ;

   Transvaser  la pulpe dans la cellule de flottation de 2,5 litres et placer cette dernière sur le

 

support  de la machine de flottation ;

 

   Rabaisser la tige du rotor dans la pulpe ;

 

   Démarrer la machine tout en se rassurant que la vanne d’air est fermée ;

 

   Agiter la pulpe pendant 3 minutes ;

 

   Ajouter les volumes des réactifs (SIBX et G41) correspondant au dosage désiré ;

 

   Laisser la pulpe en agitation pendant un temps de conditionnement de 5 minutes pour la flottation sulfure ;

   Ouvrir la vanne d’air pendant 45 secondes sans récupérer la mousse ;

 

   Récupérer dans le pan la mousse chargée des particules utiles pendant 2 minutes après chaque 15 secondes au moyen de deux raclettes ;

   Fermer la vanne dair et plonger lélectrode à potentiel et celle du pH-mètre dans la pulpe ;

 

   Ajouter les réactifs appropriés pour la flottation oxyde en commençant par le NaHS ;

 

   Laisser la pulpe en agitation pendant un temps de conditionnement de 10 minutes ;

 

   Ouvrir la vanne d’air pendant 45 secondes sans récupérer la mousse ;

 

   Récupérer dans le pan la mousse chargée des particules utiles pendant 4 minutes après chaque 15 secondes au moyen de deux raclettes;

   Pour l’épuisement, nous avons prodé de la même manière qu’à létape débauchage ;

 

   Sécher les concentrés et les rejets obtenus à létuve pendant 24 heures.

 

 

De manière claire, les essais que nous avons réalisés au laboratoire, ont suivi le schéma de principe mont sur la figure III.4.


 

 

 

 

Figure III.4 : Schéma  des essais de flottation

 

 

II.2.2.3. Critères dévaluation des sultats des essais

 

Les essais de flottation étant réalisés en un simple ébauchage et épuisement, nous nous tiendrons au fait qu’à cette étape, cest la récupération qui est visée. De ce fait, l’accent sera beaucoup mis premièrement sur le rendement de cupération du cuivre et du cobalt et en deuxième lieu sur la teneur du concentré ébauc et épuisé.


 

 

CHAPITRE IV. PRESENTATION ET ANALYSE DES RESULTATS EXPERIMENTAUX

 

 

IV.1. sultats de la flottation sulfure

 

Pour tous les essais effectués, la flottation sulfure a é réalisée dans les conditions de l’usine avant de chercher à optimiser la dose de l’agent sulfurant (NaHS) en contrôlant le potentiel de sulfuration lors de la flottation oxyde. Ainsi il serait important de présenter les résultats de cette flottation afin de les comparer par rapport aux exigences de KTC. Les résultats de la flottation sulfure obtenus sont synthétisés dans le tableau IV.1 et illustrés sur la figure IV.1. Les résultats détaillés sont présentés à lannexe 1.

 

Tableau IV.1. Synthèse des résultats des essais de flottation sulfure

 

 

 

Essai

Concentré sulfuré

Rdt de récupération

Cu (%)

Conditions

de travail

Poids (g)

Cu (%)

1

27,4

9,19

16,50

 

40 g/t SIBX

 

et

 

30 g/t G41

2

25

9,12

17,05

3

27,6

9,14

17,46

4

29

9,17

16,38

5

28

9,15

16,93

6

26,8

9,16

17,12

7

26,9

9,17

17,09

8

25,9

9,12

16,81

9

26,8

9,16

17,09

 


 

Zone de Texte: Rendement de récupération
(%)
17,00

 

15,00

 

13,00

 

11,00

 

9,00

 

7,00

 

5,00

 

3,00

 

1,00


16,50     17,05     17,46     16,38     16,93     17,12     17,09     16,81     17,09

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1           2            3            4            5            6            7            8            9

 

Essais


 

Figure IV.1 : Rendements de récupération du cuivre dans les concentrés de la flottation sulfure


 

 

De ces résultats, nous constatons que les allures des rendements de récupération montrées sur la figure IV.1 sont similaires et répondent aux exigences de l’usine en ce qui concerne le rendement de récupération de la flottation des sulfures qui doit être de 17 %. Les essais effectués dans les mêmes conditions que celles de l’usine ont conduit globalement aux performances en ce qui concerne le rendement de récupération puisque le plus faible rendement est de 16,38 % et le plus élevé de 17,46 %.

En examinant également les résultats présentés dans le tableau IV.1 en ce qui concerne la teneur en cuivre qui doit être comprise entre 7 à 9 % selon les exigences de l’usine, les essais ont conduit globalement à ces performances puisque les valeurs extrêmes des teneurs dans les concentrés sulfus sont 9,12% et 9,19%.

 

IV.2. sultats de la flottation oxyde

 

Les rejets de flottation des sulfures ont constit lalimentation de la flottation oxyde. Les résultats sont présentés dabord séparément, ceux de l’étape de lébauchage, ceux de l’épuisement et enfin les sultats combinés.

 

IV.2.1. Au niveau de l’ébauchage

 

Le tableau IV.2 donne la synthèse des résultats obtenus des essais d’optimisation de la dose du NaHS sur base du potentiel de sulfuration. Les figures IV.2, IV.3 et IV.4 montrent l’évolution des rendements de récupération, des teneurs du cuivre et du cobalt en fonction de la dose du NaHS et du potentiel de sulfuration. Les détails des résultats sont présentés à lannexe 2.

 

Tableau IV.2. Synthèse des résultats des essais de l’ébauchage oxyde

 

 

Dose NaHS (g/t)

Potentiel E-S (mV)

Concentré ébauché

Rdt de récupération (%)

Cu (%)

Co (%)

Cu

Co

950

-245

5,5

0,52

14,33

14,00

600

-120

3,88

0,46

5,54

5,74

800

-188

4,83

0,48

9,14

8,10

1000

-267

6,76

0,54

17,67

14,08

1200

-306

6,37

0,42

16,15

8,30

1400

-347

6,12

0,42

14,60

9,64

1600

-372

5,92

0,39

13,65

7,96

1800

-413

5,68

0,35

13,07

7,02

2000

-481

5,12

0,35

11,02

6,31


 

 


20,00

 

Zone de Texte: Rdt de récupération (%)18,00

 

16,00

 

14,00

 

12,00

 

10,00

 

8,00

 

6,00

 

4,00

 

2,00

 

0,00


1000; 17,67

 

 

 

 

1000; 14,08

 

 

Cu

 

Co

 

 

 

 

 

 

400      600      800      1000    1200    1400     1600    1800    2000     2200

Dose NaHS (g/t)


 

 

Figure IV.2 : Evolution du rendement de récupération en fonction de la dose du NaHS à

l’ébauchage oxyde

 

Au regard de ces résultats, nous observons qu’il y a une nette augmentation  du rendement de récupération en cuivre et cobalt avec la dose du NaHS jusqu’à la dose de 1000 g/t. Au-delà de cette valeur, le rendement diminue progressivement. Cela pourrait s’expliquer par le fait que, le sulfurant est un activant mais à des fortes doses il devient un déprimant pour les minéraux nouvellement sulfus. Cette évolution en accord avec les observations faites par Jean Marie Kanda (Kanda J.M.,

2012). Les meilleurs rendements sont respectivement 17,67 % pour le cuivre et 14,08 % pour le

 

cobalt à la dose de 1000 g/t du NaHS.

 


 

 

 

 

 

 

Zone de Texte: Rendement de récupération
(%)
-267; 14,08


-267; 17,67


20,00

18,00

16,00

14,00

12,00

10,00              Cu

8,00

Co

6,00

4,00

2,00

0,00


-600 -550 -500 -450 -400 -350 -300 -250 -200 -150 -100  -50   0

 

Potentiel E-S (mV)

 

Figure IV.3 : Evolution du rendement de récupération en fonction du potentiel de sulfuration à

l’ébauchage oxyde


 

 

Les courbes des rendements de récupération en cuivre et cobalt présentées sur la figure IV.3, nous poussent à dire que les observations  faites sur la figure IV.2 sont valables même ici. C’est à la valeur du potentiel de -267 mV (qui correspond à la dose de 1000 g/t du NaHS) que nous avons des meilleurs rendements en cuivre et cobalt qui sont respectivement de 17,67 % pour le cuivre et

14,08 % pour le cobalt.

 

 

8

 

-267; 6,76                               7

 

6

 

Zone de Texte: Teneur (%)5

 

4

Cu

3                 Co

 

2

-267; 0,54

1

 

0

-600             -500             -400             -300             -200             -100                0

 

Potentiel E-S (mV)

 

Figure IV.4 : Evolution de la teneur en fonction du potentiel de sulfuration à l’ébauchage oxyde

 

 

 

 

Sur la figure IV.4, la tendance de la courbe d’évolution de la teneur en cuivre est telle qu’une augmentation est remarquée jusqu’à la valeur du potentiel de -267 mV (qui correspond à la dose de 1000g/t du NaHS). Au-delà de cette valeur, la teneur diminue sensiblement.

 

Quant au cobalt, l’allure de la courbe est presque la même et les meilleures teneurs Cu-Co du concentré (soient 6,76 % Cu et 0,54 % Co) obtenues dans ces conditions correspondent à la valeur du potentiel de -267 mV.

 

 

IV.2.2. Au niveau de l’épuisement

 

Les résultats des essais doptimisation de la dose du NaHS sur base du potentiel de sulfuration sont synthétisés dans le tableau IV.3. Les résultats détaillés sont présentés à l’annexe 3.


 

 

Tableau IV.3. Synthèse des résultats des essais d’épuisement

 

 

 

Dose NaHS (g/t)

 

Potentiel

E-S (mV)

Concentré épuisé

Rdt de récupération

Cu (%)

Co (%)

Cu (%)

Co (%)

950

-345

17,08

0,4

31,99

7,43

600

-323

14,64

0,32

21,28

4,07

800

-334

0,84

0,13

29,98

6,08

1000

-355

0,79

0,12

37,76

7,54

1200

-380

0,82

0,15

30,73

6,89

1400

-406

0,86

0,11

23,62

7,53

1600

-435

0,89

0,13

22,55

7,16

1800

-447

0,91

0,13

19,14

7,00

2000

-504

0,93

0,14

20,73

6,25

 

 

 

 

Du tableau IV.3, nous pouvons tracer les courbes montrées sur les figures IV.5, IV.6 et IV.7

 

donnant l’évolution des rendements de récupération, des teneurs du cuivre et du cobalt en fonction

 

de la dose du NaHS et du potentiel de sulfuration.

 

 


40,00

 

Zone de Texte: Rendement de récupération (%)35,00


1000; 37,76


 

30,00

 

25,00

 


20,00

 

15,00

 

10,00


Cu

 

Co

1000; 7,54


 

5,00

 


0,00


400      600       800     1000    1200    1400    1600    1800    2000    2200

 

Dose NaHS (g/t)


 

 

Figure IV.5 : Evolution du rendement de récupération en fonction de la dose du NaHS à

l’épuisement oxyde


 

 

 


 

 

Zone de Texte: Rendement de récupération (%)-355; 37,76


40,00

 

 

35,00


 

 

30,00

 

 

25,00

 

 


 

 

 

 

 

-355; 7,54


20,00

Cu

15,00                       Co

 

 

10,00


 

 

5,00

 

 

0,00

-550                -500                 -450                 -400                 -350                 -300                 -250

Potentiel E-S (mV)

 

 

 

 

Figure IV.6: Evolution du rendement de récupération en fonction du potentiel de sulfuration à

 

l’épuisement oxyde

 

 

 

 

 

Lanalyse des courbes présentées sur les figures IV.5 et IV.6 donnant l’évolution du rendement de

 

récupération en cuivre et cobalt reve que :

 

   Lajout du sulfurant va de pair avec l’augmentation du rendement de cupération de cuivre jusqu’à la dose de 1000 g/t (qui correspond à un potentiel de -355 mV) où nous avons un rendement de 37,76 %. Au-de de cette valeur de rendement maximal, la courbe a une allure descendante.

 

 Pour le cas du cobalt, le rendement de récupération augmente avec l’ajout de l’agent sulfurant jusqu’à la dose 1000 g/t (qui correspond à un potentiel de -355 mV). Au-de de cette valeur, il garde presque la même allure.


 

 

20

-355; 17,72           18

16

Zone de Texte: Teneur (%)14

12

10

8               Cu

6               Co

4

2

0

-550           -500           -450           -400           -350           -300           -250

 

Potentiel E-S (mV)

 

Figure IV.7 : Evolution de la teneur en fonction du potentiel de sulfuration à l’épuisement oxyde

 

La tendance de la courbe d’évolution de la teneur en cuivre est telle qu’une augmentation est remarquée jusquà la valeur du potentiel de -355 mV (qui correspond à la dose de 1000g/t du NaHS). Au-delà de cette valeur, la teneur diminue sensiblement. Quant au cobalt l’allure de la courbe est presque la même. La meilleure teneur en cuivre du concentré épuisé (soit 17,72 %) correspond à la valeur du potentiel de -355 mV.

 

IV.2.3. Ebauchage et Epuisement

 

La synthèse des résultats  combinés de l’ébauchage et de l’épuisement est donnée dans le tableau IV.4 et ces résultats sont illustrés par sur les figures IV.8 et IV.9 donnant les évolutions de rendement et de la teneur en fonction de la dose du NaHS. Les résultats détaillés sont présentés à l’annexe 4.

Tableau IV.4. Synthèse des résultats combinés de l’ébauchage et de l’épuisement

 

 

Dose NaHS (g/t)

Concentré (ébauché + épuisé)

Rdt de récup

Cu (%)

Co (%)

Cu (%)

Co (%)

950

9,91

0,47

41,79

20,43

600

9,16

0,39

25,64

9,58

800

10,01

0,42

36,37

13,68

1000

11,16

0,47

48,75

20,56

1200

9,29

0,42

41,92

14,62

1400

8,28

0,41

34,77

16,45

1600

8,12

0,40

33,12

14,55

1800

7,36

0,38

29,71

13,52

2000

7,72

0,38

29,47

12,16


 

 

 

 


50,00


1000; 48,75


 

Zone de Texte: Rendement de récupération
(%)
40,00

 


30,00

 

 

20,00


 

1000; 20,56                                                     Cu

 

Co


 

10,00

 


0,00


400    600     80 1000  1200  1400  1600  1800  2000  2200

 

Dose NaHS (g/t)


 

 

Figure IV.8 : Evolution du rendement de récupération de cuivre et cobalt en fonction de la dose

 

du NaHS dans le lange de concentré débauchage et d’épuisement

 

 

 

 


12,00

 

10,00


1000; 11,16


 

Zone de Texte: Teneur (%)8,00

 


6,00

 

4,00

 

2,00


Cu

 

Co

 

1000; 0,47


 


0,00


400     600      800     100 120 140 160 180 200 2200

Dose NaHS (g/t)


 

 

Figure IV.9 : Evolution de la teneur en fonction de la dose du NaHS dans le lange de

 

concentré débauchage et d’épuisement

 

 

De ces résultats, en ce qui concerne le rendement de récupération du cuivre et celui du cobalt du mélange de concentré d’ébauchage et dépuisement, les meilleurs résultats ont é obtenus à la dose de 1000 g/t du NaHS qui correspond à un potentiel de -267 mV à lébauchage et -355 mV à l’épuisement. Plus la dose augmente, lallure de la courbe du rendement de cuivre décroit sensiblement alors que celle du rendement du cobalt présente une certaine stabilité.


 

 

Quant à la teneur Cu-Co, les observations faites par rapport au rendement Cu-Co sont valables aussi, les meilleurs résultats ont été observés dans les mêmes conditions que celles du rendement de récupération.


 

 

CONCLUSION GENERALE

 

 

 

Ce présent travail avait pour objectif d’optimiser par contrôle du potentiel de sulfuration, la dose de l’agent sulfurant (NaHS) à la flottation oxyde des rejets mixtes traités au concentrateur de Kamoto. Le concentré oxydé à obtenir après ébauchage et épuisement devrait avoir un rendement de cupération global dau moins 48 % pour le cuivre à partir d’un échantillon titrant en moyenne

1,43 % en cuivre total (83,92 % sous forme soluble) et 0,19 % en cobalt total (52 % sous forme oxyde).

 

Pour arriver à atteindre nos objectifs, plusieurs essais de flottation limités en simple ébauchage et épuisement ont é réalisés au laboratoire en variant la dose du sulfurant NaHS. Pour effectuer les essais dans les conditions se rapprochant beaucoup plus de celles de KTC, la flottation sulfure a éréalisée dans les mes conditions que celles de l’usine avant de chercher  à optimiser la dose de l’agent sulfurant (NaHS) par contrôle  du potentiel de sulfuration lors de la flottation oxyde.

 

Les résultats de la flottation sulfure révèlent que les essais effectués ont conduit globalement aux performances en ce qui concerne le rendement de récupération et la teneur en cuivre puisque le plus faible rendement est de 16,38 % et le plus élevé de 17,46 %, alors que les valeurs extrêmes des teneurs dans les concentrés sulfus sont 9,12% et 9,19%.

 

Les résultats de la flottation oxyde ont mont que les meilleures performances métallurgiques (rendement de cupération global de 48,75 % en cuivre total et 20,56 % en cobalt total ; teneur du concentré (ébauc + épuisé) de 11,16 %Cu et de 0,47 %Co) aux valeurs du potentiel de sulfuration de -267 mV à l’ébauchage et -355 mV à lépuisement correspondant à la dose de 1000 g/t de NaHS.

 

Au vu des résultats obtenus, il serait important d’émettre notre avis en disant que l’objectif qui était assig par l’industriel par rapport au rendement de récupération a été atteint. Nous proposons aux futurs chercheurs intéressés par cette technique de flottation par contrôle du potentiel de sulfuration de pouvoir faire l’analyse minéralogique des produits des essais de flottation pour suivre les comportements des difrents minéraux à la flottation et inclure d’autres paramètres par exemple, le temps de flottation.


 

 

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES

 

 

 

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2.   Bouchard, S., 2001. Traitement du minerai : Flottation méthodes physiques, Ed. le griffon

 

d’argile, Québec, 373 p. ISBN 2-89443-156-2.

 

3.   Corneil Ek., Masson A., 1973. Cours de minéralurgie, Préparation des minerais, Ed. Derouaux, Faculté des Sciences Appliquées. Université de Liège.

4.   Gosselin A., 1999. Protocole dévaluation de la traitabilité des sédiments, des sols et des boues à l’aide des technologies minéralurgiques, Sainte-Foy, 148 p. ISBN : 0-662-82406-7.

5.   Guettaf H., 2015. Etude de l’adsorption de xanthate de type KPX sur les sulfures (PbS, ZnS et FeS2). Mémoire présenté à la Faculté des Sciences et de la Technologie de l’Université Mohamed Khider Biskra pour l’obtention du diplôme de Master en Génie des Procédés.

6.  Kabange L., 2017. Etude comparative des performances des collecteurs de types Xanthate, Thionocarbamate et Dithiophosphate sur la flottation par sulfuration des fines de la laverie DMS au concentrateur de Kakanda/ Boss Mining « Cas des réactifs PAX, Hostaflot E-703 et Hostaflot 3403 ». Projet défendu à la Faculté Polytechnique de l’Université de Lubumbashi pour l’obtention du grade de bachelier en sciences de l’ingénieur.

7.   Kalenga Ngoy P., 2018. Cours de préparation des matières. Faculté Polytechnique. Université de Lubumbashi. Inédit.

8.  Kanda J.M., 2012. Etude de la flottabilité de la malachite à laide de l’amylxanthate de potassium et des acides gras. « Cas détude : Flottation du minerai oxydé de Kamfundwa au Katanga en RD Congo ». Thèse de Doctorat. Université de Liège, Belgique.

9.   Kasongo B., 2018. Optimisation des conditions opératoires de retraitement du concentré mixte produit dans le circuit de traitement des rejets de KITD en vue de l’amélioration de la teneur des sulfures et de la réduction du cuivre oxyde dans le concentré. Projet défendu à la Faculté Polytechnique de l’Université de Lubumbashi pour l’obtention du grade de bachelier en sciences de l’ingénieur.


 

 

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12. Ndamishimiro D., 2017. Etude de l’effet du potentiel de sulfuration sur la récupération du

 

cobalt lors de la flottation des minerais oxydés «  Cas des minerais de la mine de Mukondo

 

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13. Pettellier D., 1999. Etude de la problématique de flottation des fines particules. Mémoire présenté à la Faculté des Sciences et Génie de l’Université Laval pour l’obtention du grade de Maitre en sciences.

14. Proulx  M.,  2000.  Amélioration  du  rendement  des  particules  grossières  par  la  stragie d’addition des réactifs dans un banc de flottation. Mémoire Présenté à la Faculté des Sciences et Génie de l'université Laval pour l'obtention du grade de maître en sciences.

15. Shengo M., 2013. Etude du recyclage de l’eau résiduaire dans la flottation des minerais oxydés

 

cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi. Thèse de Doctorat. Université de Liège, Belgique.


 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ANNEXES


 

 

 

Annexe 1 : Résultats des essais de la flottation sulfure

 

 

 

Essai

Concentré

Rejet

Poids

(g)

Cu tot

(%)

Co tot

(%)

Rdt Cu tot

(%)

Rdt Co tot

(%)

Poids

(g)

Cu tot

(%)

Co tot

(%)

Rdt Cu tot

(%)

Rdt Co tot

(%)

1

27,4

9,19

1,67

16,50

26,95

948,6

1,34

0,13

83,50

73,05

2

25

9,12

1,56

17,05

22,90

949,5

1,17

0,13

82,95

77,10

3

27,6

9,14

1,52

17,46

23,60

946,5

1,26

0,14

82.54

76,40

4

29

9,17

1,68

16,38

26,56

946

1,44

0,14

83,62

73,44

5

28

9,15

1,56

16,93

21,73

946,3

1,33

0,17

83,07

78,27

6

26,8

9,16

1,58

17,12

24,80

950,1

1,25

0,13

82,88

75,20

7

26,9

9,17

1,5

17,09

22,80

948,4

1,26

0,14

82,91

77,20

8

25,9

9,12

1,6

16,81

23,42

949,7

1,23

0,14

83,19

76,58

9

26,8

9,16

1,62

17,09

23,19

949,3

1,25

0,15

82,91

76,81

Conditions : 40g/t SIBX et 30 g/t G41

 

 

 

Annexe 2 : Résultats des essais de l’ébauchage oxyde

 

 

Essai

 

 

Dose NaHS

 

 

Potentiel

 

 

Poids

 

 

Cu tot

Concentré

Co tot    Rdt Cu tot

 

 

Rdt Co tot

 

 

Poids

 

 

Cu tot

Rejet

Co tot   R

 

 

dt Cu tot

 

 

Co tot

 

(g/t)

E-S (mV)

(g)

(%)

(%)

(%)

(%)

(g)

(%)

(%)

(%)

(%)

1

950

-245

33,2

5,5

0,52

14,53

14,00

915,4

1,19

0,12

 

85,47

86,00

2

600

-120

15,8

3,88

0,46

5,54

5,74

933,7

1,12

0,13

 

94,46

94,26

3

800

-188

22,5

4,83

0,48

9,14

8,10

924

1,17

0,13

 

90,86

91,90

4

1000

-267

35,6

6,76

0,54

17,67

14,08

910,4

1,23

0,13

 

82,33

85,92

5

1200

-306

31,8

6,37

0,42

16,15

8,30

914,5

1,15

0,16

 

83,85

91,70

6

1400

-347

28,4

6,12

0,42

14,60

9,64

921,7

1,10

0,12

 

85,40

90,36

7

1600

-372

27,6

5,92

0,39

13,65

7,96

920,8

1,12

0,13

 

86,35

92,04

8

1800

-413

26,9

5,68

0,35

13,07

7,02

922,8

1,10

0,14

 

86,93

92,98

9

2000

-481

25,6

5,12

0,35

11,02

6,31

923,7

1,15

0,14

 

88,98

93,69


 

 

Annexe 3 : Résultats des essais de l’épuisement oxyde

 

 

Essai

 

 

Dose NaHS (g/t)

Potentiel E-S (mV)

Concentré

Rejet final

Poids

(g)

Cu tot

(%)

Co tot

(%)

Rdt Cu tot

(%)

Rdt Co tot

(%)

Poids

(g)

Cu tot

(%)

Co tot

(%)

Rdt Cu tot

(%)

Rdt Co tot

(%)

1

950

-345

20,4

17,08

0.4

31,99

7,43

895

0,83

0,11

68,01

92,57

2

600

-323

15,2

14,64

0,32

21,28

4,07

918,5

0,90

0,12

78,72

95,93

3

800

-334

20,7

15,65

0,36

29,98

6,08

903,3

0,84

0,12

70,02

93,92

4

1000

-355

23,9

17,72

0,37

37,76

7,54

886,5

0,79

0,12

62,24

92,46

5

1200

-380

24,8

13,03

0,41

30,73

6,89

889,7

0,82

0,15

69,27

93,11

6

1400

-406

21,6

11,12

0,39

23,62

7,53

900,1

0,86

0,11

76,38

92,47

7

1600

-435

21,2

10,99

0,42

22,55

7,16

899,6

0,89

0,12

77,45

92,84

8

1800

-447

20,3

9,58

0,43

19,14

7,00

902,5

0,91

0,13

80,86

93,00

9

2000

-504

19,8

11,08

0,42

20,73

6,25

903,9

0,93

0,14

79,27

93,75

 

 

 

Annexe 4 : Résultats combinés  de l’ébauchage et de l’épuisement

 

 

 

Essai

 

 

Dose NaHS (g/t)

Concentré (ébauché + épuisé)

Rejet

Poids

(g)

Cu tot

(%)

Co tot

(%)

Rdt Cu tot

(%)

Rdt Co tot

(%)

Poids

(g)

Cu tot

(%)

Co tot

(%)

Rdt Cu tot

(%)

Rdt Co tot

(%)

1

950

53,6

9,91

0,47

41,79

20,43

895

0,83

0,11

58,21

79,57

2

600

31

9,16

0,39

25,64

9,58

918,5

0,90

0,12

74,36

90,42

3

800

43,2

10,01

0,42

36,37

13,68

903,3

0,84

0,12

63.63

86,32

4

1000

59,5

11,16

0,47

48,75

20,56

886,5

0,79

0,12

51.25

79,44

5

1200

56,6

9,29

0,42

41,92

14,62

889,7

0,82

0,15

58,08

85,38

6

1400

50

8,28

0,41

34,77

16,45

900,1

0,86

0,11

65,23

83,55

7

1600

48,8

8,12

0,40

33,12

14,55

899,6

0,89

0,12

66,88

85,45

8

1800

47,2

7,36

0,38

29,71

13,52

902,5

0,91

0,13

70,29

86,48

9

2000

45,4

7,72

0,38

29,47

12,16

903,9

0,93

0,14

70,53

87,84


 

 

Annexe 5 : Analyses granulométrique et granulo-chimique de l’échantillon

 

 


 

Domaine dimensionnel (µm)


Poids refus (g)


Refus

(%)


Refus cumulés (%)


Passants cumulés (%)


Teneur (%)                  Poids (g)                  Récupération (%) Cu total          Co total           Cu total                  Co total     Cu total     Co total


+ 425             3,8             0,39           0,39          99,61          1,38           0,21            0,05           0,01             0,37 0,43

-425          + 212           40,7           4,17            4,56           95,44        1,56            0,21           0,63            0,09           4,51 4,64

-212          + 150           71,7           7,35            11,91        88,09         1,78            0,23           1,28            0,16           9,06 8,96

-150          + 106           127             13,02        24,93         75,07         1,75            0,21           2,22            0,27                 15,78          14,48

-106           + 75              142,8       14,64          39,57         60,43         1,56            0,19           2,23            0,27                  15,82       14,73

-75            + 53             158,2       16,22          55,79         44,21         1,26            0,17           1,99            0,27                 14,16       14,60

-53            + 38             117            12,00        67,79         32,21         1,05            0,15           1,23            0,18           8,72 9,53

-38            + 25             46,3          4,75            72,53        27,47         1,27            0,14           0,59            0,06           4,18 3,52

-25                              267,9          27,47        100,00         0,00           1,44           0,20            3,86           0,54            27,40 29,10

Total                  975,4         100,00                                             1,44           0,19           14,08          1,84           100,00 100,00


Page  1    50

 

 

Annexe 6 : Flow-sheet du circuit de traitement des rejets KITD

 

 

 

 

 

...1

 

 

KITD

 

 

,   6

6

 


 

.....

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

-

 
-,..·....,....

.


 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

·    

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1'1A


'1

01                                        -

 

 

 

 

 

. ,.


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