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 été 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 été réalisée dans les mêmes 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 sulfurés sont 9,12% et 9,19%.
Les résultats de la flottation oxyde ont montré que les meilleures performances métallurgiques (rendement de récupération global de 48,75 % en cuivre total et 20,56 % en cobalt total ; teneur du concentré (ébauché + 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 l’épuisement 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. Température .............................................................................................................................. 10
II.4.4. Granulométrie ........................................................................................................................... 10
II.4.5. Densité de la pulpe.................................................................................................................... 11
II.5. Critères d’évaluation d’une opération 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 d’ajout 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 d’air ....................................................................................................... 13
II.8. Probabilité de flottation ................................................................................................................... 14
II.8.1. Probabilité de collision ............................................................................................................. 14
II.8.2. Probabilité d’adhésion .............................................................................................................. 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 l’aide 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 d’essai ...................................................................................... 23
III.1.3. Appareillage et accessoires...................................................................................................... 24
III.2. Méthodes de caractérisation et d’expérimentation ......................................................................... 26
III.2.1. Méthodes de caractérisation .................................................................................................... 26
III.2.1.1. Analyse minéralogique ..................................................................................................... 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 d’expérimentation ................................................................................................... 30
III.2.2.1. Conditions opératoires ...................................................................................................... 30
II.2.2.2. Procédure expérimentale.................................................................................................... 32
II.2.2.3. Critères d’évaluation 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 l’ébauchage ....................................................................................................... 35
IV.2.2. Au niveau de l’épuisement ...................................................................................................... 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 ébauché
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 d’Absorption 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 d’une bulle d’air ..........................................14
Figure II.2 : Espèces chimiques dissociées 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 différentes 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 récupération 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 d’ébauchage 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 différents 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 l’échantillon 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 l’ébauchage 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-même »
« Il est dur d’échouer ; 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 d’expressions 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 frères 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 vœux 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 j’ai l’honneur et le privilège de vous présenter, bien que signé 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 mérites 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 réaliser 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 réalisation 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, Aurélie 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 j’ai 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 sulfurés 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 l’aide 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 l’optimisation 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 caractérisation 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 matériels 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 entité de la société Kamoto Copper Company ; situé 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 l’ajout de la section KAMOTO 2 ;
En 1980 avec l’ajout de la section DIMA ;
En 2015 avec l’ajout 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 différentes 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 entité de production comprend six grandes sections qui sont : le concassage, la reprise des stocks, le broyage humide, la flottation, la préparation des réactifs et l’embouage (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 où tous les produits concassés aux différents 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 sulfurés 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 réactifs 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 oxydé 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 arrêt 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 oxydé 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 réactifs 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 qu’elle 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 léger que l’ensemble 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 propriétés 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 où 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 dû à la grande affinité des surfaces hydrophobes pour l’air dont la nature est non-polaire. Les bulles d’air entraînent ces particules jusqu’à la surface de la pulpe où 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 différents réactifs. Les moussants, les collecteurs, les déprimants et les activants sont les réactifs les plus utilisés lors d’une opération de
flottation. La stabilité 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 aérophiles. Les activants altèrent 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 l’activité 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 différentes étapes du procédé pour assurer la séparation. Selon la composition du minerai à traiter, les stratégies d’addition des réactifs peuvent être très différentes.
La flottation fait appel à cinq types des réactifs : 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 adsorbé à l’interface solide-liquide (Kitobo W., 2009).
Les collecteurs sont regroupés en trois grandes catégories 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 l’étage d’oxydation +6 et celle des sulfhydryles comportant du soufre à l’étage d’oxydation -2 (Bouchard, 2001).
Ces collecteurs sont utilisés pour les minerais sulfurés, 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 aérofloats 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 réactif que l’on souhaite généralement très modéré ; Une solubilité dans l’eau du collecteur qui doit s’accommoder 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). L’action 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 extérieures 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 caractère 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 règle 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 fréquemment 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 d’appareil utilisé, la vitesse du rotor de l’appareil
(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, mécanismes physico-chimiques du procédé). D’autres, en relation avec la préparation de la pulpe, les conditions opératoires et les dispositifs dans lesquels s’effectue 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
L’action des réactifs 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 réactifs. A l’échelle industrielle, l’addition de ces réactifs 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. Température
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 réactifs très visqueux à température ambiante et ce procédé a été employé autrefois au Katanga pour flotter les minerais oxydés de cuivre par l’huile 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 d’autant plus intense que la surface spécifique des particules est grande, c’est-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 mécaniques, 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 d’air 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 limité qui leur est donné, le film liquide qui entoure les bulles d’air. 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. L’emploi de pulpes peu diluées permet des économies d’eau (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 quantité de gangue entraînée mécaniquement 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 intérêt 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 d’évaluation 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 l’alimentation. 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 métal dans le concentré sur la teneur du métal 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 d’ajout des réactifs caractérise la quantité 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 stratégiques pour notre étude (Proulx M.,
2000).
II.6.1. Dosage des réactifs
L’ajout 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 quantité 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 façon 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 réactifs
A différents endroits du circuit de flottation, les réactifs 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 première 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 aujourd’hui reconnu par les auteurs que la récupération 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 récupération (Guettaf H., 2015).
II.7.1. Consommation des réactifs
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 qu’une fine particule devait avoir une quantité supérieure d’irrégularités 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 d’avoir 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 récupération 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 agrégat bulle - particule. Finalement, la stabilité de l'agrégat ainsi formé 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 d’écoulement de fluide autour de la bulle
ressemblent à celles indiquées à la figure II.1.
Figure II.1 : Ligne d’écoulement 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 d’écoulement 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 d’écoulement. 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, appelé le temps d’induction, est fonction des différentes caractéristiques 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 d’adhésion est moindre pour une particule grossière. Par conséquent, cette probabilité n’est pas un facteur limitatif dans le cas de la flottation des particules fines (Pelletier D., 1999).
II.8.3. Probabilité de détachement
La probabilité de détachement, aussi appelée par certains auteurs la probabilité de stabilité de l’agrégat bulle-particule, exprime la probabilité que l’agrégat formé par les deux mécanismes précédents soit ultérieurement brisé. Cette probabilité est fonction de plusieurs paramètres tels que la quantité de collecteur, la dimension des bulles d’air 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'agrégat bulle – particule est formé avec 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 l’agrégat 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 sulfurés de ceux qui sont oxydés. La première étape consiste à recueillir les minéraux sulfurés suivant un régime de flottation adéquat. On limite le plus efficacement possible leur entrainement dans la flottation de la partie oxyde. Les minéraux sulfurés flottant plus aisément, le rendement de récupération 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 régime 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 caractéristiques 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 réalisé dans l’ex province du Katanga, l’acide gras est utilisé sous forme d’une mixture additionnée à une pulpe de minerai broyé et préalablement
conditionnée. Les collecteurs souvent utilisés sont des mélanges d’acides 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. L’acide gras comme collecteur utilisé 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 acidité 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 l’ex province Katanga et devant être importé (Akilimali P., 2018).
II.10.3. Flottation à l’aide des xanthates après sulfuration superficielle
Les minerais oxydés de cuivre et cobalt ne sont pas facilement récupérables 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 sulfurés. 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 surveillées 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 sulfurés (Kanda J.M., 2012).
L’entièreté des minerais oxydés à gangue silico-dolomitique, ainsi que les minerais mixtes où le cobalt oxydé est présent sous forme d’hétérogénite, sont traités par le procédé 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 d’ammonium (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 sulfurés. 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 intéresserons à la flottation par sulfuration à l’aide 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 c’est 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 sulfurés, il est préférable d’activer les minéraux oxydés par certains réactifs chimiques comme le sulfhydrate de sodium afin qu’ils se comportent comme les sulfures. Ce réactif 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)
H2S ⇄ 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 quantité 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 dissociées 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 façon 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 déjà 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 réaction 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 c’est l’action du collecteur qui rend cette surface hydrophobe. Pour le cas du cuivre dans les gisements oxydés, c’est principalement la malachite sulfurée qui adsorbe le xanthate. L’adsorption du collecteur est souvent dépendante de la concentration en collecteur mais aussi de l’état de surface. La réaction directe entre les ions sulfures et l’oxygène dissous est lente en l’absence du catalyseur et la surface des minéraux joue une action catalysante sur la réaction d’oxydation des espèces sulfurées en sulfates et thiosulfates. La consommation d’ions sulfures en excès sera dépendante de
la présence d’un minéral avec activité de catalyseur ;
la disponibilité de l’oxygène 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’excès des ions sulfures en jouant sur l’oxydation 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)2 + 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’excès.
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, caractérisée 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), c’est-à-dire qu’elle renforce l’hydrophobie d’un minerai soumis à la sulfuration. Concernant l’activation 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 récupération des minerais utiles du fait qu’ils régulent 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. L’apport « 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 injecté dans la pulpe pendant la flottation des minerais oxydés. Cela conduit à la formation d’ions oxysulfures, c’est-à-dire une surconsommation du sulfurant par des réactions 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. L’excès 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
L’échantillon 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 régulier d’une heure, la pulpe a été 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 été 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 été réalisé en vue de soutirer la quantité d’eau qui surnageait alors que les particules solides ont été mises sur des pans et séchées à l’étuve pendant 24 heures. De cette manière, un échantillon de 40 kg a été constitué après homogénéisation.
III.1.2. Réactifs
III.1.2.1. Types des réactifs
Divers réactifs chimiques ont été utilisés durant ce travail. Leur nature est variée, 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 ;
L’activant : le sulfhydrate de sodium (NaHS) ;
Le dispersant : le silicate de sodium (Na2SiO3) de type revadep.
III.1.2.2. Préparation des solutions d’essai
Les réactifs utilisés en solution lors de la réalisation de nos essais de flottation ont été 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 l’état liquide.
La préparation des solutions de ces différents réactifs a été faite sur base du mode opératoire suivant :
Peser sur la balance une masse de réactif 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 quantité d’eau inférieure à 100 ml, puis ramener le volume jusqu’au trait de jauge par ajout d’eau à l’aide d’une pipette ;
Agiter pour homogénéiser.
III.1.2.3. Calcul du volume de solution de réactif
Les doses des réactifs sont exprimées en gramme par tonne de minerai qui est l’unité à l’échelle 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 réactif 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 réactifs, les différents 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 différentes 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. Méthodes de caractérisation et d’expérimentation
III.2.1. Méthodes de caractérisation
La caractérisation de l’échantillon a porté sur l’analyse minéralogique, l’analyse granulométrique, l’analyse granulo-chimique et l’analyse chimique.
III.2.1.1. Analyse minéralogique
L’analyse minéralogique de l’échantillon a été 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 minéralogiques |
Minéraux principaux |
Formules chimiques |
Oxydes |
Hétérogénite |
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 été identifiés dans les minéraux de malachite et de chalcopyrite pour le cuivre ; les minéraux d’hétérogénite et de carrolite pour le cuivre et cobalt.
III.2.1.2. Analyse granulométrique
L’analyse granulométrique a été faite par tamisage à l’aide des tamis d’ouvertures 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 d’essai 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
90
80
70
60
50
40
30
20
10
0
0 25 50 75 100 125 150 175 200 225 250 275 300 325 350 375 400 425 450
Dimensions (µm)
Figure III.2
: Courbe des passants
cumulés
L’analyse 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 récupération 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 totalité 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 été soumise à l’analyse chimique au spectromètre d’absorption 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
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
L’analyse 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
L’analyse chimique de l’échantillon a été effectuée au laboratoire chimique de Luilu avec un spectromètre d’absorption atomique (SAA). Les résultats de ladite analyse sont présentés dans le tableau III.5.
Tableau III.5. Résultats de l’analyse chimique de l’échantillon 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’hétérogénite. 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’hétérogénite et celle qui est insoluble dans la carrolite.
La présence des minéraux sulfurés et oxydés justifie de faire dans la présente étude, comme cela est le cas au Concentrateur de Kamoto la flottation des minéraux sulfurés suivie de celle des minéraux oxydés.
III.2.2. Méthodes d’expérimentation
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 récupération 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 quantité 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 réalisé premièrement un essai dans les conditions de l’usine par rapport à la dose de chaque réactif. Deuxième, 8 essais ont été réalisés 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 été 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 été ajoutés au niveau de l’ébauchage 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. Procédure expérimentale
Nous avons procédé 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 d’air et plonger l’électrode 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 procédé de la même manière qu’à l’étape d’ébauchage ;
Sécher les concentrés et les rejets obtenus à l’étuve pendant 24 heures.
De manière claire, les essais que nous avons réalisés au laboratoire, ont suivi le schéma de principe montré sur la figure III.4.
Figure III.4 : Schéma des essais de flottation
II.2.2.3. Critères d’évaluation des résultats des essais
Les essais de flottation étant réalisés en un simple ébauchage et épuisement, nous nous tiendrons au fait qu’à cette étape, c’est la récupération qui est visée. De ce fait, l’accent sera beaucoup mis premièrement sur le rendement de récupération du cuivre et du cobalt et en deuxième lieu sur la teneur du concentré ébauché et épuisé.
CHAPITRE IV. PRESENTATION ET ANALYSE DES RESULTATS EXPERIMENTAUX
IV.1. Résultats de la flottation sulfure
Pour tous les essais effectués, la flottation sulfure a été 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 l’annexe 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 |
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 sulfurés sont 9,12% et 9,19%.
IV.2. Résultats de la flottation oxyde
Les rejets de flottation des sulfures ont constitué l’alimentation de la flottation oxyde. Les résultats sont présentés d’abord séparément, ceux de l’étape de l’ébauchage, ceux de l’épuisement et enfin les résultats 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 l’annexe 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
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 sulfurés. 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.
-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
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 d’optimisation 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
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
-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
L’analyse des courbes présentées sur les figures IV.5 et IV.6 donnant l’évolution du rendement de
récupération en cuivre et cobalt relève que :
L’ajout du sulfurant va de pair avec l’augmentation du rendement de récupération 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-delà 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-delà de cette valeur, il garde presque la même allure.
20
-355; 17,72 18
16
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 jusqu’à 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
40,00
30,00
20,00
1000; 20,56 Cu
Co
10,00
0,00
400 600 800 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 mélange de concentré d’ébauchage et d’épuisement
12,00
10,00
1000; 11,16
8,00
6,00
4,00
2,00
Cu
Co
1000; 0,47
0,00
400 600 800 1000 1200 1400 1600 1800 2000 2200
Dose NaHS (g/t)
Figure IV.9 :
Evolution de la teneur
en fonction de la dose
du NaHS dans le mélange de
concentré d’ébauchage 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 d’épuisement, les meilleurs résultats ont été obtenus à la dose de 1000 g/t du NaHS qui correspond à un potentiel de -267 mV à l’ébauchage et -355 mV à l’épuisement. Plus la dose augmente, l’allure 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 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 arriver à atteindre nos objectifs, plusieurs essais de flottation limités en simple ébauchage et épuisement ont été 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 été réalisée dans les mêmes 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 sulfurés sont 9,12% et 9,19%.
Les résultats de la flottation oxyde ont montré que les meilleures performances métallurgiques (rendement de récupération global de 48,75 % en cuivre total et 20,56 % en cobalt total ; teneur du concentré (ébauché + 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 l’épuisement 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 assigné 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 différents 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 d’évaluation 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 l’aide de l’amylxanthate de potassium et des acides gras. « Cas d’étude : 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.
10. Kikote N., 2016, Impact du rebroyage dans le traitement dans le retraitement par flottation des rejets usine du nouveau concentrateur de Kipushi. Mémoire défendu à la Faculté Polytechnique de l’Université de Lubumbashi pour l’obtention du grade d’ingénieur civil chimiste.
11. Kitobo W., 2009. Dépollution et valorisation des rejets miniers sulfurés du Katanga « Cas des tailings de l’ancien concentrateur de Kipushi ». Thèse de Doctorat. Université de Liège, Belgique.
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
/KDC-Boss Mining (RSC&FINES) ». Faculté Polytechnique de l’Université Kolwezi.
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 stratégie 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