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

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

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