Amélioration du rendement de récupération du cobalt en fractionnant le booster et le tall-oil comme activant

RESUME

La présente étude porte sur l'amélioration du rendement de récupération du cobalt en fractionnant le booster et le tall-oil comme activant, étude se rapportant au concentrateur de Kolwezi, l'un des sièges de la Générale des carrières et des mines. Les issues des opérations dans ce concentrateur sont telles que les rejets usines contiennent encore les métaux valorisables en taux considérables par le simple fait que le tall-oil est rarement d'usage au finissage du concentré de l'ébauchage secondaire.

Cela étant, nous avons tenu en compte une distribution séquentielle du booster et de tall-oil en simple ébauchage. Pour ce besoin, l'étude théorique traite les généralités sur la fragmentation, les considérations théoriques sur la flottation tout en se référant aux actuelles pratiques du concentrateur de Kolwezi.

La partie expérimentale consiste en une caractérisation chimique, minéralogique et granulochimique de l'alimentation de la flottation du concentrateur de Kolwezi, en une mise en oeuvre des tests de flottation qui se subdivisent en quatre grandes catégories qui sont : les essais de flottation dans les conditions du concentrateur de Kolwezi, les essais de flottation avec le booster fractionné, les essais de flottation avec le tall-oil fractionné, enfin les essais des flottation avec les deux activants fractionnés. Et une brève étude des rejets de différentes catégories d'essais de flottation ; avec une tentative d'analyse des résultats dans les différents cas.

Après différents travaux aux laboratoires, la présente étude nous réserve ce qui

suit :

? En ce qui concerne l'alimentation de la flottation, la granulométrie est loin de celle retenue théoriquement par la division du contrôle d'exploitation et ceci nous pousse à dire que le broyage humide produit en grande quantité les grossiers.

? Les essais de flottation avec le booster fractionné ne donnent pas de meilleurs résultats.

? Les essais de flottation avec le tall-oil fractionné nous fournissent de bons résultats, un épuisement sensible du rejet mais avec un problème de

concentration du manganèse qui va jusqu'autour de 1,5 % dans le concentré ébauché et un rendement d'environ 61%.

? Quelques essais dans la catégorie du booster et du tall-oil fractionnés ont été retenus pour une combinaison de fractions dans le but d'améliorer le rendement de récupération du cobalt. La combinaison de 25-75-0% du booster et de 30-0-70% du tall-oil fournit les meilleurs résultats pour cette étude. Respectivement pour le cobalt et le cuivre, nous avons un concentré de tête titrant 2,05 et 23,43%, un concentré ébauché ayant pour teneur 0,77 et 5,06%, un rendement de récupération en tête de 23,74 et 47% ; en ébauchage, nous avons obtenu un rendement de 79,16 et 89,8%. En ce qui concerne les rejets de flottation, nous avons enregistré une teneur de 0,24 % pour le cobalt et 0,68 % pour le cuivre.

EPIGRAPHE

II

DEDICACES

A vous mes parents Isaac BULAMBO et Hélène Pétronie MALOBA pour le grand amour, leur éducation et tous les sacrifices qu'ils ne cessent de consentir pour moi.

A vous mes frères et soeurs Joël BANGA, Elie KASONGO, Michée KAZADI, Evodie MBUYU, Syntiche SAMBIABO, Léopold MUTAMBA, Paulin KATSHONGO, Chrysostome MUTOMBO, Bienvenu SANGA, Miradie Hélène MALOBA ; ce présent travail est pour vous le fruit de votre compréhension, votre soutien et amour que vous n'aviez cessé de témoigner à notre égard.

A vous mes nerveux et nièces, voici pour vous le chemin à emprunter pour arriver à un bonheur et que ceci soit pour vous un exemple à suivre.

A la famille KABAMBA TSHINGAMBO, soyez rassuré que nos mots sont sans valeurs pour exprimer notre gratitude envers vous.

A vous mes oncles et tantes.

A vous mes chers amis Nathan KALOMBO et John KAMWENZE pour vos conseils d'une grande valeur et votre soutien incontestable envers notre personne.

A vous tous dont les noms ne se trouvent pas cités, nous vous rassurons que la liste n'est pas exhaustive en vous remerciant pour toutes les actions engagées à notre faveur.

III

AVANT-PROPOS

Initialement à l'Eternel Dieu des armées, nous lui rendons grâce, car il ne cesse de nous offrir sans prix le souffle de vie, lui en qui repose notre prospérité.

Nous adressons nos sincères remerciements à l'endroit de l'assistant Ingénieur civil Guédally BWEREVU qui en dépit de ses multiples occupations, a donné le meilleur de lui-même pour la réussite du présent travail. Nous rassurons notre estime pour les fructueuses remarques qu'il n'a cessé de formuler à notre personne. Nos remerciements sont également adressés par l'intermédiaire du Docteur Ingénieur Civil Moise MUKEPE, Doyen de la faculté, à tout le corps académique et enseignant de la faculté polytechnique de l'Université de Kolwezi pour la formation qu'il ne cesse de mettre à notre profit.

Aux responsables de la Gécamines, nous réitérons nos remerciements et particulièrement à ceux du concentrateur de Kolwezi pour nous avoir accepté de mener nos études au sein de leur siège.

Dans le même ordre d'idée, nos remerciements vont tout droit vers l'ingénieur Civil RAMAZANI, Directeur de siège ; les ingénieurs civils KALENGA MWENZE, et Trésor MIMPIYA pour leurs encadrements tout au long de la période de recherches, sans devoir oublier Messieurs MWAMBA KALENGA, David TSHOTA, Patrick MUPENDA, NSENGA MUYOMBO ainsi que Madame Brigitte.

Au terme de notre formation de gradué en sciences appliquées et par ce travail de fin de cycle qui est le couronnement de plusieurs années de labeur, qu'il nous soit permis de nous acquitter de cet agréable devoir. Celui de remercier un nombre important des personnes qui méritent notre profonde gratitude pour leurs contributions non seulement dans l'élaboration de ce présent travail mais surtout à l'édification de la formation reçue.

Que nos ainés scientifiques ingénieurs civils : Richard KATONGE, Gabriel MWANASAYI, Gloire KAMANDA, Guellord NGAMBA, connaissances et compagnons de lutte : Joël MAYAVA, Christian TSHAKAMBOWA, Ophélie MWENDO, Hugues KANDA, Francie FATUMA, Grace SHIMBA, Gentil MUFINDA, Yves MULONGA, Jacques KABUSU, trouvent l'expression de notre gratitude eu égard à leur soutien incontestable.

IV

TABLE DES MATIERES

RESUME 1

EPIGRAPHE I

DEDICACES II

AVANT-PROPOS III

TABLE DES MATIERES IV

LISTE DES AVREVIATIONS ET ACRONYMES VII

LISTE DES FIGURES VIII

LISTE DES TABLEAUX IX

LISTE DES ANNEXES X

INTRODUCTION 1

CHAPITRE I. GENERALITES SUR LA FRAGMENTATION 3

I.1. INTRODUCTION 3

I.2. OBJECTIFS ET PROCESSUS DE LA FRAGMENTATION 4

I.2.1. OBJECTIFS DE LA FRAGMENTATION 4

I.2.2. PROCESSUS DE LA FRAGMENTATION 5

I.3. PROBLEME DE LA FRAGMENTATION 5

I.4. APPROCHE DU PROCESSUS DE FRAGMENTATION 6

I.5. EVALUATION DU RENDEMENT D'UN CIRCUIT BROYAGE- CLASSIFICATION 7

I.6. OBJECTIFS ET APPAREILLAGE DE LA CLASSIFICATION 8

I.6.1. OBJECTIFS DE LA CLASSIFICATION 8

I.6.2. APPAREILLAGE DE LA CLASSIFICATION 8

I.7. LOIS DE LA DISTRIBUTION GRANULOMETRIQUE DES PRODUITS BROYES ... 10

CHAPITRE II. CONSIDERATIONS THEORIQUE SUR LA FLOTTATION 12

II.1. GENERALITES 12

II.2. TYPES DE FLOTTATION 13

II.2.1. FLOTTATION A L'HUILE 13

II.2.2. FLOTTATION PELLICULAIRE 13

II.2.3. FLOTTATION A LA MOUSSE 13

II.3. MECANISME DE FLOTTATION 13

II 3.1. LA POLARITE DES MINERAUX 13

V

II.3.2. LES INTERFACES 14

II.3.2.1. INTERFACE SOLIDE-LIQUIDE S-L 15

II.3.2.2. INTERFACE LIQUIDE-GAZ 15

II.3.2.3. LE SYSTEME SOLIDE-LIQUIDE-GAZ 16

II.3.2.4. ANGLE DE CONTACT 16

II.4. LES REACTIFS DE FLOTTATION 17

II.4.1. LES COLLECTEURS 17

II.4.2. LES ACTIVANTS ET LES DEPRIMANTS 18

II.4.3. LES MOUSSANTS 19

II.4.4. LE MODIFICATEUR DU MILIEU 19

II.5. ADSORPTION ET ABSORPTION DES COLLECTEURS 20

II.5.1. TYPE D'ADSORPTION 20

II.5.2. THEORIE SUR LA THERMODYNAMIQUE DE L'ADSORPTION 20

II.6. CINETIQUE DE LA FLOTTATION 21

II.7. DOSAGE ET DISTRIBUTION DES REACTIFS 22

II.7.1. STRATEGIE D'AJOUT DES REACTIFS 22

II.7.2. LE DOSAGE DES REACTIFS 22

II.7.3. LA DISTRIBUTION DES REACTIFS 22

II.8. PARAMETRES DE LA FLOTTATION 22

II.9. EVALUATION D'UNE OPERATION DE FLOTTATION 24

II.10. COMPROMIS ENTRE RENDEMENT DE RECUPERATION ET TAUX DE

CONCENTRATION 25

CHAPITRE III. APPROCHE EXPERIMENTALE 26

III.1. INTRODUCTION 26

III.2. ECHANTILLONNAGE 26

III.2.1. PRELEVEMENT D'ECHANTILLON 26

III.2.2. PREPARATION DE L'ECHANTILLON 26

III.3. CARACTERISATION DE L'ECHANTILLON 27

III.3.1. CARACTERISTIQUE CHIMIQUE 27

III.3.2. CARACTERISATION MINERALOGIQUE 27

III.4. MATERIELS UTILISES 27

III.5. MODE OPERATOIRE 28

III.6. DOSAGES DES REACTIFS UTILISES 29

CHAPITRE IV. PRESENTATION ET ANALYSE DES RESULTATS 30

IV.1. INTRODUCTION 30

VI

IV.2. ANALYSE GRANULOCHIMIQUE DE L'ALIMENTATION FLOTTATION 30

IV.3. TESTS DE FLOTTATION 31

IV.3.1. OBJECTIFS DES ESSAIS DE FLOTTATION 31

IV.3.2. APPRECIATION DE L'EFFICACITE DES ESSAIS DE FLOTTATION 31

IV.3.3. CONDUITE DES ESSAIS DE FLOTTATION AU LABORATOIRE 32

IV.4. RESULTATS DES ESSAIS DE FLOTTATION AVEC EBAUCHAGE 32

IV.4.1. ESSAIS DE FLOTTATION DANS LES CONDITIONS DE REFERENCE 32

IV.4.2. ESSAIS DE FLOTTATION AVEC LE BOOSTER FRACTIONNE 33

IV.4.3. ESSAIS DE FLOTTATION AVEC LE TALL OIL FRACTIONNE 36

IV.4.4. ESSAI DE FLOTTATION AVEC LE BOOSTER ET LE TALL- OIL

FRACTIONNES 38

IV.5. DISCUSSIONS 40

IV.6. ANALYSES GRANULOMETRIQUES DES REJETS 41

CONCLUSION 43

PERSPECTIVES 44

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES 45

VII

LISTE DES AVREVIATIONS ET ACRONYMES

RDC : République Démocratique du Congo

GCM : Générale des carrières et des mines

KZC : Concentrateur de Kolwezi

UCK : Usine à cuivre de Kolwezi

EMT : Etudes métallurgiques

DCE : Division de contrôle d'exploitation

OF: Over-flow

UF: Under-flow

BO: Booster

TO: Tall-Oil

VIII

LISTE DES FIGURES

Figure 1. Le système solide -liquide -gaz 15

Figure 2. Angle de contact du système S-L-G 16

Figure 3. Dispositif expérimental des essais de flottation 28

Figure 4. Schéma de flottation avec un simple ébauchage des concentrés 32

Figure 5. Evolution du rendement de récupération du Cobalt en référence 33

Figure 6. Evolution du rendement de récupération du Cobalt en présence du Booster 35

Figure 7. Evolution du rendement de récupération en présence du Tall-oil fractionné 37

Figure 8. Evolution du rendement de récupération du cobalt en présence du Booster et Tall- oil

fractionnés. 39

Figure 9. Variation de la teneur du Cobalt dans les différentes tranches des rejets 42

IX

LISTE DES TABLEAUX

Tableau 1. Classification des minéraux en fonction de leur degré de polarité 14

Tableau 2. Classification générale des collecteurs 18

Tableau 3. Analyse chimique de l'échantillon 27

Tableau 4. Doses des réactifs au concentrateur de Kolwezi 29

Tableau 5. Analyse granulochimique du composite alimentant la flottation. 31

Tableau 6. Résultats synthétiques de flottation en référence 33

Tableau 7. Résultats synthétiques de flottation avec le Booster fractionné 34

Tableau 8. Résultats synthétiques de flottation avec le Tall-oil fractionné 37

Tableau 9. Résultats synthétiques de flottation avec le Booster et Tall- oil fractionnés 39

Tableau 10. Résultats synthétiques comparatifs 41

Tableau 11. Analyses granulochimiques des rejets de flottation 41

X

LISTE DES ANNEXES

Annexe A : Essai de flottation dans les conditions de KZC A

Annexe B : Essais de flottation avec le Booster fractionné ...B

Annexe C : Essais de flottation avec le Tall-oil fractionné .C

Annexe D : Essais de flottation avec le Booster et le Tall -oil fractionnés E

Annexe E : Analyses granulochimiques de rejets de flottation en utilisant le Booster, le Tall-

oil, le Booster et le Tall -oil fractionnés F

Annexe F : Flow-sheet général du concentrateur de Kolwezi H

1

INTRODUCTION

Le concentrateur de Kolwezi (KZC), un des sièges de la Générale des carrières et des mines (GCM), débute ses opérations par un concassage suivi respectivement d'un broyage humide, d'une séparation de la gangue du minéral utile, d'une décantation et termine par une filtration avec l'obtention d'un gâteau appelé concentré titrant 15 à 20% cuivre, 2 à 3% cobalt avec quelques impuretés telles que le manganèse et le fer ayant comme teneur en moyenne respectivement 2 et 9 %.

La division de contrôle d'exploitation (DCE) de ce siège mène depuis un temps une série d'études pour la bonne marche du dit concentrateur et surtout en particulier celle de la section de flottation. La granulométrie, le temps de flottation, la dose et la distribution des réactifs sont quelques paramètres qui font l'objet de ces études.

Dans ce Concentrateur, le booster et le tall- oil sont utilisés comme activant du cobalt et sont ajoutés respectivement au conditionnement en amont de l'ébauchage primaire et à la ligne de finissage du concentré de l'ébauchage secondaire, laquelle ligne n'est pas régulièrement opérationnelle suite à un problème technique, ce qui concomitamment, diminue la récupération du cobalt par le simple fait que le tall- oil ne se trouve plus en circuit. Ainsi, une distribution séquentielle du booster et du tall- oil comme celle du sulfudrate de sodium se laisse voir donc importante pour contribuer à l'amélioration de la récupération de ce métal qui se trouve en une marge importante dans le rejet global. D'où l'intitulé du présent travail de fin de cycle : Amélioration du rendement de récupération du cobalt en fractionnant le booster et le tall- oil comme activant.

Plusieurs paramètres peuvent entrer en jeu pour l'amélioration de la récupération de cuivre et cobalt comme minéraux de valeur, mais dans notre cas, nous nous limitons objectivement à la distribution fractionnée du booster et du tall-oil sur la ligne d'ébauchage.

Pour y arriver, la présente étude est subdivisée en deux grandes parties : La première traite les généralités sur la fragmentation et les considérations théoriques sur la flottation. La seconde partie, purement pratique, s'attèle sur les approches expérimentales, la présentation et l'analyse des résultats.

2

Enfin une conclusion et des perspectives seront formulées pour mieux améliorer le rendement de récupération du cobalt et sans oublier celui du cuivre car le cuivre et le cobalt sont souvent ensembles.

3

CHAPITRE I. GENERALITES SUR LA FRAGMENTATION

I.1. INTRODUCTION

La matière abattue au cours de l'exploitation du gisement est constituée de blocs plus ou moins volumineux en fonction des caractéristiques du gisement (nature de la minéralisation, compacité, fracturation naturelle...) et du mode d'abattage utilisé.

Pour différentes raisons, il est généralement important de poursuivre la réduction dimensionnelle des blocs :

? permettre la manutention, le stockage et le transport plus aisé du minerai abattu ;

? les matériaux utilisés en génie civil (granulats pour bétons,...) doivent avoir des caractéristiques granulométriques bien déterminées.

? les minerais métalliques font l'objet de traitements chimiques (pyro et hydro) et certaines substances minérales sont utilisées dans des processus chimiques. Une augmentation de la surface spécifique permet d'accroitre la cinétique des réactions chimiques ou de donner accès aux phases minérales à mettre en solution (Hydro métallurgie). (NDOLWA.C ; 2014)

Le terme fragmentation définit toute opération conduisant à la réduction dimensionnelle des grains d'un matériau. Elle se fait souvent en deux grandes opérations : le concassage et le broyage.

- Le concassage

On utilise souvent le terme concassage lorsque l'opération de fragmentation des minéraux de roches s'effectue sur de dimensions métriques aux centimétriques. Ce type de fragmentation qui constitue la première partie du processus de fragmentation d'un matériau après l'extraction du gisement, est généralement obtenu par la compression et flexion de la matière entre les surfaces rigides ou bien encore par l'impact de celle-ci sur de telles surfaces. Le concassage se fait souvent dans un milieu sec. (Corneille EK et Al. Masson ; 1973)

4

- Le broyage

Le broyage est utilisé lorsque l'opération concerne des particules dont la taille maximale est située aux alentours du centimètre. Le broyage est obtenu par impact ou par abrasion entre la matière à fragmenter et des corps broyant libres dans l'appareil (boulet, barres...). Le broyage est souvent réalisé en deux grandes étapes et avec un appoint d'eau pour palier à des problèmes environnementaux et à des pertes des particules.

Un circuit de fragmentation peut comporter 3 à 6 stades et ceci est lié à la granulométrie recherchée du minerai. Dans le cas du concentrateur de Kolwezi, nous avons cinq stades qui sont dans plusieurs usines de concentration ; on distingue :

- le concassage primaire : il fait la réduction jusqu'à des dimensions de l'ordre de 100 à 150 mm. A ce niveau le concentrateur de Kolwezi utilise un concasseur à mâchoires du type Arbed ;

- le concassage secondaire : à ce niveau nous avons la réduction de 150 mm jusqu'à une dimension de 50 mm ;

- le concassage tertiaire : il fait aussi office d'une granulation, à ce stade, au Concentrateur de Kolwezi on a une dimension de d80 qui vaut 19mm. Les moins de 19 mm sont envoyés au stockage et le plus forment un circuit fermé au concassage ;

- le broyage grossier : depuis environ 12 à 25 mm jusqu'à des dimensions de l'ordre de 1mm. A ce stade, le concentrateur de Kolwezi utilise le broyeur à barres (Road-Mill 45) ;

- le broyage fin : depuis environ 1mm jusqu'à des dimensions de l'ordre de 200 microns. Le broyage fin appelé aussi broyage secondaire ; est l'étape finale de la fragmentation au concentrateur de Kolwezi.

I.2. OBJECTIFS ET PROCESSUS DE LA FRAGMENTATION

I.2.1. OBJECTIFS DE LA FRAGMENTATION

La fragmentation a pour objectif la conduite à un état granulométrique acceptable à une utilisation spécifique et à un traitement ultérieur à appliquer. En traitement des minerais, la fragmentation a aussi comme objectif la conduite à une libération satisfaite des différents minéraux pour mieux exécuter l'opération de séparation.

5

En métallurgie, la fragmentation est d'une importance capitale car elle conditionne la cinétique des opérations pour lesquelles une finesse de minerai est souvent requise. (Corneille EK et Al. Masson ; 1973).

I.2.2. PROCESSUS DE LA FRAGMENTATION

La fragmentation résulte des chocs, des impacts des corps broyant, des frottements sur les grains de minerais. Un meilleur rendement énergétique, la suppression des poussières sont les principaux avantages qui poussent le broyage qui est souvent l'étape qui précède la concentration par flottation à se faire en voie humide sur une pulpe.

Pour sa réalisation, la fragmentation fait intervenir un équipement et un appareillage qui exécutent différentes tâches spécifiques et arrivent à fournir un résultat meilleur en cas de contrôle parfait des paramètres fixés. Il est important en préparation des minerais de limiter au maximum le surbroyage qui est un problème sérieux car il conduit souvent à l'utilisation des broyeurs courts en circuit fermé avec un recyclage trop élevé de la charge circulante par les classificateurs. (Corneille EK et Al .Masson ; 1973)

I.3. PROBLEME DE LA FRAGMENTATION

La fragmentation ne sait pas fournir des matériaux ayant une même dimension ainsi qu'une même forme. Souvent elle donne des particules de toutes formes dont les dimensions s'échellent entre la dimension voulue et la dimension non désirée.

Les fines particules formées lors de la fragmentation peuvent varier largement et dépasser le minimum inévitable quand les contraintes appliquées au matériau pour le fragmenter sont très énormes ou s'exercent sur des particules déjà fragmentée ou quand les particules subissent une abrasion par frottement. Ce phénomène de production excessive des fins est appelé surbroyage. (Blazy P ; 1970)

En préparation des minerais, quelques raisons nous montrent que le surbroyage

est très nocif :

- Une grande consommation inutile d'énergie : le concentrateur dépense une quantité importante d'énergie pour la production de fines particules ;

- avec des fines particules, les opérations de concentration ne sont pas bien assurées.

6

Une usine de préparation des minerais peut fonctionner à perte par un surbroyage surtout si cette dernière traite les minerais pauvres. On peut avoir un surbroyage considérable lorsque la fragmentation s'effectuerait de telle sorte qu'à la sortie de l'appareil utilisé tous les grains du matériau soient réduits en dessous de la limite fixée. (Corneille EK et Al. Masson ; 1973)

Pour éviter ces problèmes de surbroyage, il convient :

- D'opérer la fragmentation non pas un une seule étape mais plutôt en plusieurs étapes dès que la réduction volumétrique à obtenir est importante. Chaque appareil pourra ainsi être bien adapté aux dimensions des grains qu'il doit réduire ;

- A chacune des étapes préliminaires, de ne laisser entrer dans l'appareil que les morceaux qui doivent y être broyés et d'éliminer préalablement par une série de tamisage les particules dont les dimensions sont déjà inférieures à celle que l'on se propose avoir à cette étape ;

- Laisser sortir du broyeur une quantité des grains trop gros, non encore réduits à la dimension voulue puis de les séparer des autres et de les rebroyer soit dans un autre broyeur.

La marche avec retour dans le même appareil s'appelle circuit fermé et la proportion de matière recyclée est la charge circulante. Celle-ci est d'une importance capitale que la quantité d'alimentation nouvelle ; le rapport entre les deux peut atteindre et même dépasser 400%.

Le problème fondamental de la fragmentation consiste dès lors dans le choix du circuit opératoire qui permettra de réduire économiquement la matière à la dimension voulue sans un surbroyage excessif.

I.4. APPROCHE DU PROCESSUS DE FRAGMENTATION

L'impact économique de la fragmentation est très considérable. Le coût des opérations est élevé et la matière qu'il faut fragmenter est de nature variée. En minéralurgie il faut en outre fragmenter toute la gangue qui accompagne les utiles. Dans ces conditions, l'étude scientifique du processus de fragmentation présente un intérêt de grande importance car il n'est pas douteux qu'une connaissance plus approfondie du phénomène permettrait d'améliorer les méthodes et d'obtenir des rendements meilleurs à moindres frais.

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Cette étude se révèle forte complexe et difficile, elle est loin d'être terminée car l'évolution scientifique fait toujours des merveilles chaque jour.

De ce fait, quelques horizons s'ouvrent aux chercheurs :

- La recherche d'un modèle mathématique de la fragmentation par l'étude de la cinétique de l'opération ;

- La recherche d'une relation entre l'énergie nécessaire à la fragmentation et la réduction volumétrique obtenue ;

- L'étude de la structure de la matière, de la thermodynamique de la fragmentation et de la propagation des fractures.

I.5. EVALUATION DU RENDEMENT D'UN CIRCUIT BROYAGE-CLASSIFICATION

Fixer un schéma type universel des opérations de fragmentation n'a jamais été possible. Chaque traitement des matières minérales est un cas particulier et les schémas varient suivant la nature des matériaux, les tonnages à alimenter, les opérations de concentration envisagées. Il est fréquent par ailleurs que les circuits de fragmentation et de concentration se fusionnent l'un en l'autre.

La nécessité de la marche en circuit fermé au stade ultime du broyage a été longuement explicitée. Il subsiste cependant encore une controverse auprès des théoriciens et praticiens du broyage quant à la proportion optimale de charge circulante, à savoir celle qui rend la capacité maximale et la dépense énergétique minimale. D'aucuns sont partisans d'une forte charge circulante (400% et plus), d'autres d'une faible charge circulante (100 à 200%).

Une étude basée sur la transposition des résultats obtenus dans un circuit ouvert au circuit fermé partant des courbes de débits d'alimentation et de charges circulantes pour les différents tonnage de production d'un broyeur laisse voir qu'à une augmentation de la charge circulante correspond une alimentation parallèle du rendement de classification, si bien qu'au-dessus de 200% de charge circulante, l'avantage devient insignifiant. Cette étude qui tente d'apporter une solution au problème de la charge circulante est dite ? étude de HUKKI ?. (Corneille EK et Al. Masson ; 1973).

8

I.6. OBJECTIFS ET APPAREILLAGE DE LA CLASSIFICATION

I.6.1. OBJECTIFS DE LA CLASSIFICATION

La classification est réalisée pour une séparation des particules ayant une dimension inférieure à une dimension de référence par une voie indirecte sur le plan industriel. La sédimentation, l'élutriation différentielle suivant la dimension des particules sont les propriétés sur lesquelles la classification est basée.

La classification donne un classement par équivalence de vitesse de dépôt où interviennent concurrentiellement la dimension mais aussi la forme et la masse spécifique. Dans les classificateurs, les particules fines à vitesse de sédimentation lente sont entrainées par le débordement de la pulpe ; ce produit s'appelle la surverse (OF). Au contraire les particules de grande dimension sédimentent vers le fond dans un produit dénommé sous verse (UF).

I.6.2. APPAREILLAGE DE LA CLASSIFICATION

Il existe plusieurs catégories d'appareil pour effectuer une classification en voie humide ou voie sèche. Lors d'une préparation des minerais, nous faisons recours aux classificateurs en pulpes à savoir :

? Classificateurs hydrauliques à sédimentation ;

? Classificateurs mécaniques ;

? Les classificateurs hydrauliques à élutriation ;

? Les classificateurs hydrauliques à centrifugation : deux grandes types d'appareils appartiennent à cette classe de classificateurs, il s'agit des centrifuges et des hydrocyclones.

Au concentrateur de Kolwezi, l'hydrocyclone est l'appareil de classification utilisé. I.6.2.1. LES HYDROCYCLONES

L'hydrocyclone est constitué d'un cylindre court plongé vers le bas par un cône. Le produit à classer est injecté en pulpe sous une pression tangentielle à la partie supérieure de l'appareil et suit une trajectoire en spirale. (NDOLWA C ; 2014)

9

I.6.2.2. MECANISME FONCTIONNEL D'UN HYDROCYCLONE

Sous le fait d'une alimentation tangentielle, il y a naissance des forces centrifuges dans l'appareil créant deux flux en spirale à contre -courant. Une des spirales est descendante jusqu'à la pointe terminale du cône l'autre est montante vers le diaphragme de vortex. Entre les deux flux, il y a donc une zone où la vitesse verticale est nulle, un filet d'air dont l'importance dépend des caractéristiques de fonctionnement se forme alors au coeur de l'appareil le long de l'axe central.

Dans un hydro cyclone, l'eau et les particules constitutives de la pulpe sont soumises à des forces qui leur confèrent un mouvement ayant trois composante : une composante verticale suivant l'axe de l'appareil une composante tangentielle de rotation et une composante radiale perpendiculaire à l'axe. (BANKA, 2015)

Pour ce qui concerne l'eau de la pulpe, le diamètre décroissant du cône lui confère une composante radiale centripète. Alors une particule sera centrifugée si sa vitesse radiale est supérieure à la vitesse centripète radiale de l'eau, elle ira se placer dans la spirale descendant vers l'apex. Si la vitesse radiale est inférieure à celle de l'eau ; elle sera entravée vers l'axe du cyclone et prise dans la spirale montant vers le vortex.

I.6.2.3. PARAMETRES D'HYDROCYCLONAGE

1. Paramètres de marche de l'hydro cyclone

· partie cylindrique : diamètre DC et la hauteur HC

· injection : diamètre Di et éventuellement l'angle du cône

· diaphragme du vortex : diamètre Dv et la hauteur Hv

· partie conique : angle du Cône

· diamètre de l'apex : Da

2. Paramètres définissant la pulpe

· le débit ;

· la masse spécifique apparente

· concentration en solide

· granulométrie des solides

· la pression d'injection.

(3)

10

I.7. LOIS DE LA DISTRIBUTION GRANULOMETRIQUE DES PRODUITS BROYES

En observant à des stades différents d'une opération de fragmentation les courbes granulométriques d'un matériau, on remarque une certaine similitude et même un certain parallélisme entre les différentes courbes obtenues. Cette similitude laisse présager l'existence d'une loi entre les proportions pondérales et les dimensions granulométriques des grains.

Plusieurs chercheurs scientifiques ont proposé différentes lois pour l'interprétation d'une opération granulométrique. Parmi ces lois existantes nous pouvons distinguer ce qui suit :

? Loi de GAUDIN SCHUHMANN

GAUDIN SCHUHMANN, a formulé une relation la plus utilisée en préparation des minerais des métaux non ferreux et qui s'énonce comme suit :

(1)

Où P est la proportion cumulée de passant à la maille de dimension d et où a et k100 et sont deux paramètres indépendantes.

Les courbes granulométriques pour lesquelles cette relation est observée sont figurées par une droite sur le diagramme bi-logarithmique. Dans ce cas a est la pente de la droite et k100, la dimension du point de rencontre de la droite avec l'ordonnée 100%. On observe en général que de nombreuses courbes granulométriques sont assimilables à une droite, puis s'incurvent au-dessus de K80 , c'est ce qui justifie une autre forme de la relation de GAUDIN SCHUHMANN :

(2)

? Loi de ROSIN-RAMMLER

C'est aussi une loi fortement utilisée et s'annonce comme suit :

11

Où R est la proportion cumulée de retenu à la maille de dimension d et où , k sont deux paramètres indépendants. Parfois la relation de ROSIN-RAMMLER est meilleure que celle de GAUDIN SCHUHMANN pour les produits fins, pour le charbon et certains minerais de fer.

12

CHAPITRE II. CONSIDERATIONS THEORIQUE SUR LA
FLOTTATION

II.1. GENERALITES

La flottation est une méthode 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 séparé. (Corneille EK et Al .Masson ; 1973)

Le principe de la flottation est basé sur les propriétés hydrophobes et aérophiles des surfaces solides. Ces propriétés peuvent être naturelles dans la pulpe lorsque de l'air est injecté sous forme de petites bulles dans un tel milieu, et se produit un transport très sélectif des particules hydrophobes. Les particules présentant des surfaces hydrophobes se fixent aux bulles d'air, une fois en contact avec ces dernières. Ce phénomène est dû à la grande affinité des surfaces hydrophobes pour l'air dont la nature est non polaire. Les bulles d'air entrainent 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.

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 dont les moussants, les collecteurs, les déprimants et les activant.

La stabilité de la mousse est assurée par les moussants. Les collecteurs ont pour rôle d'adhérer aux surfaces des particules désirées afin de les rendre hydrophobes et aérophiles. Les activants altèrent les surfaces des particules afin de les rendre plus susceptibles à l'action d'un collecteur. En flottation, le pH est généralement utilisé pour modifier l'activité de plusieurs réactifs. Il est donc important de corriger la valeur du pH en fonction de réactifs utilisés. (Gosselin A ,1999)

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II.2. TYPES DE FLOTTATION II.2.1. FLOTTATION A L'HUILE

L'huile utilisée en grande quantité empêche certains minéraux d'être mouillés par l'eau et les maintient ainsi dans un complexe léger recueilli à la surface du liquide. (Corneille EK et Al .Masson ; 1973)

II.2.2. FLOTTATION PELLICULAIRE

Cette forme de flottation consiste à amener les minéraux au contact de l'eau et sont mouillés à des vitesses variables. Le phénomène peut être vrai si les minéraux sont entourés d'une fine pellicule d'huile qui se fixe préférentiellement sur des minéraux comme des sulfures par exemple. (BOUCHARD S ; 2001)

II.2.3. FLOTTATION A LA MOUSSE

La flottation à la mousse est une forme de flottation qui est appliquée dans une pulpe où les particules ont une dimension de 74 um. Dans cette pulpe, il y est injecté de l'air qui forme des bulles d'air, une fois le contact entre les bulles d'air et les particules finement broyés est réalisé par l'intermédiaire des réactifs chimiques tel que les collecteurs, les moussants ; Il se forme une mousse chargée qui par le trop plein arrive à déborder et à être recueilli dans un chenal. Ce type de flottation est le plus utilisé dans de grands concentrateurs et particulièrement au concentrateur de Kolwezi où nous avons pu mener nous investigations.

II.3. MECANISME DE FLOTTATION

II 3.1. LA POLARITE DES MINERAUX

Lorsqu'on concentre les minéraux par des méthodes physiques, leur nature chimique a peu d'importance. Les propriétés d'intérêt sont plutôt macroscopiques, telle la masse volumique.

Par contre, lorsqu'on concentre les minerais par flottation, la nature chimique revêt une importance majeure pour la compréhension des mécanismes de flottation. Ainsi une classification des minéraux en oxydes, silicates, sulfures, carbonates, etc. devient un préalable à la compréhension des mécanismes en cause.

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De façon générale les minéraux sont aussi classés selon leur degré de polarité comme présenté dans le tableau ci-dessus.

Tableau 1. Classification des minéraux en fonction de leur degré de polarité

Un minéral est considéré être polaire lorsqu'il comporte des sites éparpillés sur sa surface dont la charge électrique résiduelle est majoritairement positive, adjacents à des sites dont la charge électrique résiduelle est plutôt négative. Ces sites positifs et négatifs sur la surface des minéraux proviennent de la rupture de leur réseau cristallin lors des opérations de fragmentation, les minéraux non polaires n'en possèdent pas, ou très peu sur sa surface.

Les surfaces de minéraux polaires réagissent fortement avec les molécules d'eau, avec les ions, et les molécules hétéro polaires. Ces surfaces sont dites hydrophiles ou aérophobes. Au contraire, les surfaces de minéraux non polaires n'attirent pas les molécules d'eau, ni des ions, ni les composés hétéro polaires et ne sont pas très actives. Ce sont des surfaces hydrophobes ou aérophiles.

II.3.2. LES INTERFACES

En flottation, lorsqu'une particule du minéral utile, en suspension dans une solution aqueuse, est naturellement hydrophobe ou bien rendue hydrophobe par l'adsorption d'un collecteur, elle peut adhérer à une bulle d'air provenant de l'injection d'air dans la pulpe. Dans le système obtenu, il y a trois phases en présence et, au contact entre différentes phases, on trouve trois interfaces :

? L'interface solide-liquide (S-L) ? L'interface liquide-gaz (L-G)

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? L'interface solide-gaz (S-G)

Au contact entres les interfaces L-G, S-L, S-G, il existe une ligne courbe appelée système SL-G.

Figure 1. Le système solide -liquide -gaz

II.3.2.1. INTERFACE SOLIDE-LIQUIDE S-L

L'interface S-L est l'interface la plus importante en flottation. Elle est caractérisée à la fois par des prénommes électriques et d'absorption.

a) Le phénomènes électrique : Ce phénomène est caractérisé par le potentiel zêta (æ) qui est un paramètre important pour la flottation et la flottabilité des minéraux car il définit la densité d`adsorption d'un collecteur à la surface d'un minéral. Il est influencé par : le pH (pH acide æ>0, pH basique æ<0 et pour æ=0 on a le pH de point de charge zéro), le minéral, l'élément de substitution dans le minéral, l'ions déterminant du potentiel zêta, l'ion commun, les ions activant, la concentration des électrolytes indifférents, du collecteurs, de la longueur de la chaine carbonée.

b) L'adsorption : Ce phénomène probablement très important se produit à l'interface S-L. Elle dépend de la concentration de réactifs, de la longueur de la chaine carbonée, de la température, du pH d'adsorption chimique, et de la présence d'oxygène.

II.3.2.2. INTERFACE LIQUIDE-GAZ

L'interface liquide- gaz met en relation la solution aqueuse avec la bulle d'air utilisée pour entrainer les particules hydrophobes au concentré. Les propriétés de cet interface sont influencées majoritairement par un composé tensio-actif appelé moussant ou agent moussant.

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En flottation les agents moussant les plus importants sont ceux qui font baisser de façon importante la tension superficielle lorsqu'ils sont utilisés en faible quantité en solution. Du point de vue chimique, les moussants sont des molécules hétéro polaires.

II.3.2.3. LE SYSTEME SOLIDE-LIQUIDE-GAZ

Les interfaces telles qu'étudiées précédemment n'existent pas en réalité, mais plutôt une relation étroite entre elles. Lorsqu'une bulle d'air et une particule solide, toutes les deux en suspension dans une solution aqueuse, entrent en contact l'une avec l''autre, la courbe délimitée aux frontières des trois interfaces s'appelle système triple ou système solide-liquide-gaz. Les propriétés de ce système, soit l'angle de contact et l'adhésion, sont très important en flottation et c'est le comportement de ce système qui permet de déterminer la flottabilité d'une espèce minérale.

II.3.2.4. ANGLE DE CONTACT

Les caractéristiques du système S-L-G sont décrites par l'angle de contact mesuré dans la phase aqueuse, entre l'interface solide-liquide et l'interface liquide-gaz. Le sommet de l'angle est situé en un point sur la courbe du système triple. L'expression angle de contact indique à quel point le contact donné est réussi entre une bulle d'air et un minéral.

Figure 2. Angle de contact du système S-L-G

Lorsque O=0, ou très petit, le minéral est hydrophile et on dit que la solution mouille le solide. Par contre un angle O très élevé, signifie que la particule est hydrophobe, donc qu'elle est apte à être attachée solidement à la bulle d'air, donc flottable. Ainsi, les minéraux dont l'angle de contact naturel est de plus de 80° sont naturellement hydrophobes et pourraient généralement être flottés facilement, sans collecteur. Les autres minéraux sont hydrophiles et nécessitent l'ajout d'un collecteur pour accroitre l'angle de contact et leur permettre de flotter.

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II.4. LES REACTIFS DE FLOTTATION

Les réactifs de flottation représentent une partie importante des coûts du 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 de réactifs : le collecteur, l'activant, le déprimant, le régulateur du pH qui agit à la surface des minéraux, et le moussant agit sur l'hydrodynamique du système pulpe-écume.

II.4.1. LES COLLECTEURS

Les collecteurs confèrent l'hydrophobicité à la surface des particules à récupérer de façon à permettre leur séparation des minéraux de gangue. Les collecteurs sont des produits chimiques aux molécules complexes. Ils comportent un premier composant responsable de l'accrochage du produit à la surface de la particule soit par réaction chimique ou par attraction électrostatique. La deuxième partie est une chaine organique immixible dans l'eau qui induit l'hydrophobicité à la particule.

Les collecteurs sont regroupés en 3 grandes catégories à savoir : les collecteurs anioniques, les collecteurs cationiques et ceux non ioniques.

II.4.1.1. LES COLLECTEURS ANIONIQUES

Ce type de collecteurs est utilisé pour les sulfures, les métaux natifs et les minéraux oxydés ayant subi une sulfuration (traitement préalable à l'aide d'une solution de NaSH par exemple au concentrateur de Kolwezi) et possèdent très généralement dans leurs groupes polaires un ou plusieurs atomes de soufre qui assurent la liaison avec le minéral. Ce sont principalement :

- Les xanthates (alkyl di thiocarbonates) ;

- Les aérofloats (aryl-alkyl-dithiophosphates) ;

- Et d'autres dont l'emploi est moins souvent dont les mercaptans, le mercapto-benzothiazote,...

Les oxydes ont pour principaux deux classes de collecteurs :

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a. Les acides gras et leurs savons : De formule générale RCOOH. Ils sont peu solubles dans l'eau. Les acides gras et leurs savons les plus employés contiennent un nombre total d'atomes de carbone variant de 12 à 18. Ces acides ne sont pas toujours saturés, ils contiennent parfois une ou plusieurs liaisons double. (Corneille EK et Al. Masson ; 1973)

b. Les sulfonâtes d'alkyl : les sulfates et les sulfonâtes d'acide dérivés du pétrole (NDOLWA C ; 2014)

II.4.1.2. LES COLLECTEURS CATIONIQUES

A part quelques composés cycliques comme la pyridine et la quinoléine, les collecteurs cationiques contiennent toujours d'azote dans le groupe polaire. Les collecteurs cationiques les plus employés sont les amines d'alkyl et leurs sels (Corneille EK et Al. Masson ; 1973).

II.4.1.3. LES COLLECTEURS NON IONIQUES

Ces collecteurs non ioniques sont des dérivés du pétrole et sont employés soit seuls pour aider les flottants naturels comme le soufre et le carbone, soit en mélange avec des collecteurs ioniques pour flotter des oxydes de fer (NDOLWA C ; 2014)

Tableau 2. Classification générale des collecteurs

^Non ionisés,non polaires			^COLLECTEURS ^anioniques
		^carboxylates
		^RCOONa

L

^{Kerozène,Mazout, sulfates RSO4Na sulfonates RSO3Na} II.4.2. LES ACTIVANTS ET LES DEPRIMANTS

^cationiques

^xanthates

^AMINES:RNH2

^RCOS2Na

^{Dithiophosphate}

^R2PO2S2Na

_SLFYDYL

Y lD

S

_XHDYL

Les activants et les déprimants sont utilisés pour modifier la réactivité de la particule à la surface vis-à-vis du collecteur. Lorsque le collecteur ne réagit plus avec la surface des minéraux ciblés, la séparation devient quasiment impossible. Un activant permet de modifier la nature chimique de la surface de ce minéral favorisant l'adsorption du collecteur. (Horace H, 1952)

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Contrairement à un activant, le déprimant empêche le collecteur de réagir avec la surface d'une particule de gangue qui conserve ainsi son caractère hydrophile.

Les activants sont choisis parmi les composés chimiques dont l'ion actif est de signe opposé à celui de lion effectif tandis que les déprimants sont choisis parmi les composés chimiques dont l'ion actif a le même signe que l'ion effectif du collecteur. Au Concentrateur de Kolwezi, le tall-oil et le booster sont utilisés comme activant du cobalt et comme déprimant, le silicate sodique.

II.4.3. LES MOUSSANTS

Après la collection d'un des constituants du minerai, on injecte de l'air sous forme de bulles dans la pulpe pour accrocher le minéral collecté et le récupérer. Or les bulles d'air montent rapidement jusqu'à la surface de la pulpe et disparaissent au même moment car les liquides purs ne moussent pas. Pour que les particules du minéral collecté puissent être séparées de la pulpe, il faut que les bulles d'air auxquelles elles adhèrent soient stabilisées.

D'où la présence d'un moussant pour pouvoir réaliser cette opération. Un moussant est un réactif, peu soluble dans l'eau, possédant une chaine organique assez longue qui permet de diminuer la tension de surface de l'eau, l'addition d'un moussant favorise la production des bulles d'air fines et d'une écume stable. Idéalement, le moussant ne doit pas réagir avec la surface des particules. Certains réactifs peuvent combiner des propriétés de moussant et de collecteur comme l'Aeroflot 241 (Wills ; 2001).

Au concentrateur de Kolwezi, le G41 est utilisé comme agent moussant. Il est préparé à une concentration de 900 g/l.

II.4.4. LE MODIFICATEUR DU MILIEU

Les modificateurs ou régulateurs du pH font partie des produits utilisés pour modifier les interactions minéraux/collecteur. Selon l'alcalinité ou l'acidité de la pulpe, de nouveaux composés se forment à la surface des minéraux et réduisent ou activent l'adsorption des collecteurs.

En général la flottation des sulfures est effectuée en milieu alcalin car la plupart des collecteurs y sont plus stables et en plus minimise les problèmes de corrosion des équipements. (EVRARD ; 1971)

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La chaux, le carbonate sodique et l'acide sulfurique sont les réactifs les plus utilisés pour cette opération et sont souvent appelés régulateurs du pH. Au concentrateur de Kolwezi, le carbonate sodique est utilisé comme régulateur du pH.

II.5. ADSORPTION ET ABSORPTION DES COLLECTEURS

La fixation du collecteur à la surface des minéraux est bien expliquée par la théorie du potentiel électrocinétique : les cations sont adsorbés par les surfaces de charge négatives et les anions par les surfaces de charge positive.

Lorsque l'adsorption est principalement électrostatique il faut employer des collecteurs anioniques quand la surface est chargée positivement, et des collecteurs cationiques quand la surface et chargée négativement. (Corneille EK et Al Masson ; 1973)

II.5.1. TYPE D'ADSORPTION

Il existe deux modes d'adsorption des collecteurs à la surface des minéraux.

a. L'adsorption physique

C'est une forme d'adsorption qui est surtout due à des forces électrostatiques et le potentiel électrocinétique, elle est caractérisée par une faible chaleur de réaction.

b. L'adsorption chimique

Elle suppose l'affinité chimique de certains ions ou atomes de surfaces solides pour les ions des collecteurs, elle est caractérisée par une réaction chimique de surface, avec un composé nouveau et donc spécifique et une forte chaleur de réaction. (Corneille EK et Al. Masson, 1973)

II.5.2. THEORIE SUR LA THERMODYNAMIQUE DE L'ADSORPTION

Une solution renfermant le soluté à adsorber est mise en contact avec une masse connue d'un solide adsorbant. L'adsorption du soluté se traduit par des variations simultanées de sa concentration en solution et de celle à la surface du solide.

En clair, soit un volume (V) d'une solution contenant un soluté i à la concentration initiale Ci° (mol/L) mise en contact avec une masse ms (Kg) de solide adsorbant. A un temps t, si la concentration en i de la solution est Ci (mol/L), alors la

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quantité de soluté passant de la phase liquide vers la surface du solide, est donnée par la différence : V (Ci° - Ci) (mol). La quantité par unité d'adsorbant à l'instant t est alors :

(4) (Mol/Kg)

L'aspect énergétique de l'adsorption est en lien avec les propriétés thermodynamiques. En effet l'énergie d'une molécule de soluté varie quand elle s'approche de la surface pour atteindre un minimum à une certaine distance, près d'un site d'adsorption.(Maather et al ; 2007).

II.6. CINETIQUE DE LA FLOTTATION

La cinétique de flottation est fonction de la granulométrie, des interactions, de la taille des bulles d'air et bien d'autres facteurs tels que la coagulation des fines particules et l'action de la turbulence sur les agrégats.

Deux types de modèles sont mis sur pied pour la détermination de la cinétique de flottation. L'un considère la variation temporelle de la concentration des particules flottés et l'autre tient compte la variation du temps de la récupération des particules flottées. (Blazy P ; 1970)

En considérant constants les paramètres de flottation (densité, pH, ajout des réactifs...) et en assimilant la flottation à une réaction chimique, nous pouvons admettre que la quantité de minerai qui passent dans la mousse ou la diminution de la concentration du minerai dans la pulpe est une fonction directe de la concentration :

(5)

Plusieurs recherches ont été menées sur la cinétique de flottation et ont révélé que n=1. D'où l'établissement de l'équation :

(6)

Où C_r est la concentration résiduelle en minéral flottable après flottation prolongée.

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II.7. DOSAGE ET DISTRIBUTION DES REACTIFS II.7.1. STRATEGIE D'AJOUT DES REACTIFS

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. La dernière composante est stratégique pour notre étude.

II.7.2. LE DOSAGE DES REACTIFS

L'ajout d'un réactif dans une unité de flottation est basé sur la quantité de minerai alimenté au circuit et est souvent exprimé en grammes de réactifs par tonne des minerais. Lorsque le rendement métallurgique est à la baisse, il peut arriver qu'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 et de la même façon, une quantité; insuffisante de collecteur réduit la capacité de la flottation et l'utilisation restreinte du moussant peut causer une instabilité de l'écume et une diminution du rendement de récupération des minéraux utiles.

II.7.3. LA DISTRIBUTION DES REACTIFS

A différents endroits du circuit de flottation, les réactifs peuvent y être ajoutés. On trouve parfois des points d'injection pour le collecteur et du modificateur du milieu 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 faible quantité est distribuée dans les bancs des cellules restantes.

II.8. PARAMETRES DE LA FLOTTATION

Pour la bonne marche d'un procédé de flottation, il est d'une idée très capitale de prendre en considération un nombre important de paramètres. Parmi ces derniers nous pouvons retenons :

a) La 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 (Corneille EK et Al Masson ; 1973)

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En fait, on constate que lorsque l'on flotte un minéral pur, que le rendement de la flottation varie en fonction de la dimension des particules et que, surtout dans un ensemble de granulométrie hétérogène. Ce sont les grosses particules et les très fines qui flottent le moins bien. D'où le respect d'une fourchette de dimension de particules pour une bonne opération.

Au concentrateur de Kolwezi, la tranche granulométrique nous révèle que :

- Les + 48 : 1 à 3%

- Les + 200# : 28-32%

- Le d70 (200#) varie de 60 à 110um, plus souvent 74um.

b) La température

La température n'influe pas trop sur la flottation des minerais et cela va de pair avec les régions et les saisons. La flottation est souvent faite à une température ambiante. Avec la flottation aux acides gras, il est toujours recommandé de chauffer les pulpes soit pour augmenter le rendement, soit pour rendre les réactifs moins visqueux. (HORACE H. ; 1952)

c) Densité de la pulpe

La densité de la pulpe, pour une alimentation de la flottation, varie d'une installation de concentration à une autre. Le pourcentage en poids, des matières solides à une importance considérable. L'emploi des pulpes peu diluées permet des économies d'eau et de réactifs, ainsi qu'une augmentation de récupération du minéral flotté. Il existe une fourchette de densité bien précise pour une opération de flottation.

Au concentrateur de Kolwezi, 1,28 -1,3 est la gamme de la densité recommandée pour la bonne conduite de la flottation.

d) Conditionnement

Les réactions chimiques peuvent être instantanées dans certaines conditions. Quant aux réactions de flottation, l'exigence d'un temps avant qu'elle soit effective et complète est d'une importance capitale. Cette période de temps est appelée conditionnement et varie suivant la nature de réactifs. (NTUMBA JM ; 2012) Le conditionnement est souvent réalisé dans des cuves à agitation mécanique ou directement dans les cellules de flottation. (EVRARD ; 1971).

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II.9. EVALUATION D'UNE OPERATION DE FLOTTATION

Pour se rendre compte de l'efficacité d'une opération de flottation, quelques critères sont pris en considération.

Il s'agit de :

- Le rendement de récupération du métal ; - Le rendement pondéral du concentré ;

- Le taux de concentration du métal utile.

1. Le rendement de récupération

Le rendement de récupération est le rapport en pourcentage de la masse du métal utile récupéré dans le concentré à la masse du métal contenu dans l'alimentation. Améliorer ce critère d'évaluation fera l'objet de notre étude. Il est déterminé de la manière suivante :

(7)

2. Le rendement pondéral du concentré

C'est le rapport exprimé en pourcentage du poids du concentré obtenu au poids de l'alimentation. Il est donné par la relation suivante :

3. Le taux de concentration

C'est le rapport de la teneur du métal utile dans le concentré à celle de l'alimentation. La formule ci-dessous nous permet d'exprimer le taux de concentration.

Avec :

- a : teneur du métal dans l'alimentation ; - r : teneur du métal dans le rejet ;

- c : teneur du métal dans le concentré ;

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- C : masse du concentré ;

- A : masse du minerai alimenté ;

- R : masse du rejet.

II.10. COMPROMIS ENTRE RENDEMENT DE RECUPERATION ET TAUX DE CONCENTRATION

Une bonne opération de flottation est celle qui se conclut par un concentré d'une bonne teneur et d'un rendement de récupération élevée. Cependant comme ces deux concepts sont en opposition, il convient donc de se donner un compromis entre la teneur en élément utile et la récupération que l'on désire avoir. Ceci découle de la loi de contamination réciproque. Celle-ci a était fondée sur bases des constatations :

? Si l'on désire atteindre de récupération élevée du minéral valorisable, le

concentré sera contaminé par une grande quantité de la gangue ;

? Si on désire obtenir un concentré trop riche en élément de valeur, il faudra se limiter à recueillir les grains qui flottent mieux et cela entraine un faible rendement de récupération.

C'est ainsi que dans les industries où la flottation se fait en continu dans plusieurs cellules de flottation (ébauchage, pré-finissage-finissage), on se base également sur l'évolution des teneurs en éléments utiles en fonction de leurs rendements de récupération des concentrés cumulés tout au long du circuit de flottation (NDOLWA C ; 2014).

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CHAPITRE III. APPROCHE EXPERIMENTALE III.1. INTRODUCTION

Dans le but d'améliorer le rendement de récupération du cobalt en fractionnant le booster et le tall-oil, nous avons mené nos études en procédant par des essais de flottation sur la pulpe de décharge de l'hydro cyclone qui était prête pour l'alimentation de la flottation. Ces essais de flottation ont pour but de rechercher une bonne condition de flottabilité et visent également la détermination d'une bonne distribution et de bons ratios des réactifs pour parvenir à résoudre le problème de notre travail.

III.2. ECHANTILLONNAGE

L'échantillonnage est la première et l'une des étapes importantes d'une analyse. Il permet de réduire la taille de la fraction d'un pot à étudier ainsi que la procédure à suivre pour effectuer le prélèvement de manière à garantir la représentativité. (ZEKA M ; 2015)

III.2.1. PRELEVEMENT D'ECHANTILLON

Les échantillons qui nous ont permis de bien réaliser nos études ont été prélevés dans une caisse de décharge de l'hydro cyclone. Le prélèvement a été fait de manière suivante : prendre la pulpe dans un seau de 10 l, laisser décanter la pulpe, siphonner de l'eau ; répéter cette opération plusieurs fois pour avoir la quantité suffisante des solides.

III.2.2. PREPARATION DE L'ECHANTILLON

La quantité des solides étant suffisante, nous avons procédé à un mélange fidèle jusqu'à une homogénéisation parfaite pour avoir un échantillon caractérisé par les mêmes propriétés en tout point de l'ensemble.

Cette homogénéisation a été rendue possible grâce à l'utilisation d'une bêche et d'une diviseuse. Nous avons laissé l'échantillon à l'étuve pendant 24 heures pour éliminer l'humidité. Un kilogramme de l'échantillon a été pulvérisé pendant 4 à 6 minutes. La poudre qui en ressort a été amenée au Laboratoire EMT/UCK et EMT/KZC pour une analyse chimique et à EMT/LIKASI pour une analyse minéralogique.

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III.3. CARACTERISATION DE L'ECHANTILLON

III.3.1. CARACTERISTIQUE CHIMIQUE

L'échantillon mené au labo, EMT/UCK et au Labo EMT/KZC a été analysé respectivement au spectromètre d'adsorption atomique et au metorex. Voici comment se présente la répartition des quelques éléments considérées dans l'échantillon.

Tableau 3. Analyse chimique de l'échantillon

Eléments	Cuivre	Cobalt	Manganèse	Fer
%	3,37	0,56	0,32	9,04

III.3.2. CARACTERISATION MINERALOGIQUE

Il a été révélé que l'échantillon sur lequel nous avons menés nos investigations a en son sein le cuivre sous forme de la malachite et les traces de la chrysocolle, le cobalt sous forme de l'heterogenite, le fer sous forme d'hématite ainsi que le manganèse sous forme d'oxyde

III.4. MATERIELS UTILISES

Pour la réussite de nos travaux, voici les matériels et appareils utilisés :

- machine de flottation du type DENVER ;

- Cellule de flottation

- balance électronique ;

- étuve ;

- chronomètre ;

- métorex ;

- calculatrice ;

- pans ;

- pissettes ;

- pipettes ;

- palette ;

- sachets ;

- seau.

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Figure 3. Dispositif expérimental des essais de flottation

III.5. MODE OPERATOIRE

Le mode opératoire au cours des essais de flottation a été le suivant :

> Déterminer la teneur en cuivre et en cobalt ;

> Faire le calcul de dose jusqu'au ml (C.C) ;

> Diluer à l'aide de l'eau la pulpe recueillie jusqu'à ce qu'elle atteigne la densité

voulue et consulter le tableau de volume de pulpe pour les essais de flottation au

laboratoire

> Placer la cellule sur le support de la machine de flottation ;

> Rabaisser la tige du rotor dans la pulpe contenue dans une cellule de 2,5 litres ;

> Actionner la machine pour agiter la pulpe ;

> Ajouter le silicate, deux minutes après la mixture dolomitique, le booster, le

collecteur (T3Y) et enfin la première fraction du sulfhydrate de sodium ;

> Laisser la pulpe en agitation pendant un temps de conditionnement de 5 minutes ;

> Ajouter quelques gouttes de G41 (agent moussant) puis conditionner pendant une

trentaine de secondes ;

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> Ouvrir le robinet d'admission d'air dans la pulpe et recueillir, pendent 30 Secondes,

la première fraction de la mousse qui se fait au moyen de la palette ;

> Recueillir pendent une minute et trente secondes la deuxième fraction de la mousse

après les trente premières secondes ;

> Ajouter la seconde fraction du NaSH ;

> Recueillir pendant deux minutes la moitié de la troisième fraction de la mousse

> Ajouter la troisième fraction du NaSH ;

> Recueillir pendant deux minutes la seconde partie de la troisième fraction ;

> Sécher les concentrés ainsi que le rejet dans une étuve pendant 24heures à 105 °C ;

> Peser les solides secs contenus dans les pans ;

> Mettre les fractions (A, B, C, et R) dans les sachets biens étiquetés ;

> Faire analyser les concentrés et le rejet au laboratoire d'EMT pour

déterminer les teneurs du cuivre et du cobalt.

III.6. DOSAGES DES REACTIFS UTILISES

Les dosages des réactifs sont fixés par le laboratoire EMT/LIKASI et le concentrateur de Kolwezi n'en fait qu'une bonne application, voici comment se fait les dosages de ces réactifs à la GCM.

Tableau 4. Doses des réactifs au concentrateur de Kolwezi

Réactifs	g/t	Concentration g/l	Volume CC
NaSH	3144	240	13,1
T3Y	393	55	7,14
MD	196,5	860	0,23
G41	98,25	900	0,11
Na2SiO3	200	300	0,66
BOOSTER	40	50	0,8
Tall-oil	22,5	900	0,025

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CHAPITRE IV. PRESENTATION ET ANALYSE DES
RESULTATS

IV.1. INTRODUCTION

Dans le but de flotter sélectivement certains minéraux, qui normalement flottent difficilement ou presque pas lorsqu'on utilise uniquement les collecteurs et les moussants, il est d'une nécessité capitale d'utiliser les activant afin d'assurer une bonne sélectivité des minéraux qu'on veut flotter.

Pour le cas de l'étude ici présente, le booster et le tall-oil sont les activants envisagés pour mener nos essais de flottation à un bon rendement de récupération du cobalt. Dans le présent chapitre, nous aurons à présenter les résultats des analyses granulochimiques de l'échantillon d'alimentation de la flottation du concentrateur de Kolwezi, des rejets de différentes séries d'essais de flottation et des résultats métallurgiques des essais effectués dans les conditions du concentrateur de Kolwezi, suivis respectivement de ceux du booster, du tall-oil, du booster et tall-oil fractionnés.

IV.2. ANALYSE GRANULOCHIMIQUE DE L'ALIMENTATION DE LA FLOTTATION

L'analyse granulochimique consiste à diviser en tranches granulométriques un échantillon d'un minerai, elle donne une répartition pondérale suivant une succession d'intervalles dimensionnelles, généralement reconnus standards, couvrant les domaines granulométriques.

Du tableau 5 nous avons retenu ce qui suit :

- Environ 3% du cobalt sont renfermés dans la tranche supérieure à 48 mesh ; - Plus de 90% de cobalt sont renfermés dans la tranche supérieure à 200 mesh.

L'attente au concentrateur de Kolwezi sur le broyage humide est telle que : la tranche supérieure à 48 mesh doit avoir 1 à 3% et celle supérieure à 200 mesh 28 à 32 %. Vu ce qui précède, nous pouvons conclure que le broyage humide du dit concentrateur produit des grossiers.

31

Tableau 5. Analyse granulochimique du composite alimentant la flottation.

Tranches		Répartition granulometrique					Répartition Cobalt
Mesh	Microns	Poids	%Poids	% Rc	% Pc	% Co	PdS	% PdS	% Rc	% Pc
48	300	55	5.5	5.5	94.47	0.3	0.19	3.33	3.33	96.67
65	208	435	43.7	49.2	50.75	0.6	2.39	42.56	45.88	54.12
100	149	150	15.1	64.3	35.68	0.5	0.81	14.41	60.29	39.71
150	104	190	19.1	83.4	16.58	0.7	1.24	21.97	82.26	17.74
200	75	130	13.1	96.5	3.52	0.6	0.77	13.64	95.90	4.10
270	55	20	2.0	98.5	1.51	0.7	0.13	2.31	98.21	1.79
325	48	10	1.0	99.5	0.5	0.7	0.07	1.16	99.37	0.63
-325	-48	5	0.5	100	-	0.7	0.04	0.63	100	-
Alimentation		995	100	-	-	0.6	5.62	100	-	-

IV.3. TESTS DE FLOTTATION

IV.3.1. OBJECTIFS DES ESSAIS DE FLOTTATION

L'objectif de notre étude est d'améliorer le rendement de récupération du cobalt par l'usage séquentiel du booster et du tall-oil par rapport aux conditions présentes au Concentrateur de Kolwezi dont les exigences sont les suivantes :

? Alimentation ou teneur du minerai : 2 à 3,5% Cu et 0,54% Co

? Teneur du concentré fini 15 à 20% Cu, 2 à 3% Co

? Rendement de récupération : 80% Cuivre et 42% Cobalt ? Teneur du rejet final : 1,2% Cuivre et 0,4 % Cobalt

(Source : Résultats métallurgiques DCE/KZC, le 09/03/2015)

IV.3.2. APPRECIATION DE L'EFFICACITE DES ESSAIS DE FLOTTATION

Pratiquement l'appréciation des essais de flottation se fera sur base des éléments suivants :

- Les concentrés de tête ;

- Les récupérations en tête ;

- Les récupérations globales des concentrés ébauchés ; - Les teneurs dans les différents rejets.

32

IV.3.3. CONDUITE DES ESSAIS DE FLOTTATION AU LABORATOIRE

Signalons par la présente occasion que tous les essais que nous avons réalisés tout le long de notre étude n'ont été faits que par un simple ébauchage et cela se faisait de la manière suivante :

références :

Figure 4. Schéma de flottation avec un simple ébauchage des concentrés

IV.4. RESULTATS DES ESSAIS DE FLOTTATION AVEC EBAUCHAGE

Pour arriver à mieux effectuer ces essais de flottation, et conformément à notre cadre d'étude, nous avons subdivisé nos essais de flottation en quatre grandes catégories à savoir :

- Essai de flottation dans les conditions de référence (KZC) ; - Essai de flottation avec le booster fractionné ;

- Essai de flottation avec le tall-oil fraction ;

- Essai de flottation avec le booster et le tall-oil fractionnés.

IV.4.1. ESSAIS DE FLOTTATION DANS LES CONDITIONS DE REFERENCE

Une série d'essais a été réalisée dans les conditions du concentrateur de Kolwezi où le booster est ajouté totalement au conditionnement pour avoir des résultats que nous allons considérer tout au long de notre étude comme résultats de référence.

Le tableau 6 et la figure 5 ci-dessous nous présentent les résultats de

33

Tableau 6. Résultats synthétiques de flottation en référence

Téneur Cobalt(%)

0,80

0,60

0,40

0,20

0,00

1,40

1,20

1,00

0,0 10,0 20,0 30,0 40,0 50,0

Rendement de récupération Cobalt(%)

^REFERENCE

^FRACTION

^POIDS

^COBALT

%

%

^Rdt

^Taux

^{C tête}

^5,71

^1,2

^13,4

^2,35

^{C ébauché}

^36,57

^0,62

^44,2

^1,21

¹

^Rejet

^63,43

^0,45

^55,8

^Alim

¹⁰⁰

^0,51

¹⁰⁰

Evolution du rendement de

récupération du Cobalt

Conditions de KZC

Figure 5. Evolution du rendement de récupération du Cobalt en référence

Une analyse objective a été faite sur ces résultats et le constat fait nous révèle

ce qui suit :

- Le concentré de tête a une teneur de cobalt de 1,20% et un rendement de récupération de 13,4%

- Le concentré ébauché quant à lui a une teneur cobalt de 0,62% et un rendement de récupération de 44,2%

- La teneur cobalt dans le rejet est de 0,45%.

IV.4.2. ESSAIS DE FLOTTATION AVEC LE BOOSTER FRACTIONNE

34

Dans cette catégorie d'essais de flottation, neuf essais ont étaient effectués avec le sulfudrate de sodium et le booster fractionnés. Les résultats de ces essais sont présentés synthétiquement dans le tableau 7 et des essais jugés bons pour cette catégorie sont traduits par la figue 6. Les annexes nous fournissent les détails possibles.

Tableau 7. Résultats synthétiques de flottation avec le Booster fractionné

		^POIDS		^COBALT
^BOOSTER	^FRACTION	%	%	^Rdt(%)	^Taux
	^C tête	^6,63	^1,38	^18,08	^2,73 ^1,69
	^C ébauché	^26,52	^0,86	^44,81
	^R	^73,48	^0,38	^55,19
^0-0-0%	^Alim	^100	^0,51	^100,00	^1,00
	^C tête	^6,97	^1,25	^16,55	^2,37 ^1,23
	^C ébauché	^38,63	^0,65	^47,56
	^R	^61,37	^0,45	^52,44
^50-50-0%	^Alim	^100	^0,53	^100,00	^1,00
	^C tête	^6,45	^1,49	^16,86	^2,61 ^1,27
	^C ébauché	^41,94	^0,72	^53,14
	^R	^58,06	^0,46	^46,86
^25-25-50%	^Alim	^100	^0,57	^100,00	^1,00
	^C tête	^7,78	^1,33	^22,32	^2,87 ^1,69
	^C ébauché	^38,89	^0,78	^65,71
	^R	^61,11	^0,26	^34,29
^75-25-0%	^Alim	^100	^0,46	^100,00	^1,00
	^C tête	^13,26	^1,32	^32,09	^2,42 ^1,43
	^C ébauché	^46,96	^0,78	^66,94
	^R	^53,04	^0,34	^33,06
^25-75-0%	^Alim	^100	^0,55	^100,00	^1,00
	^C tête	^6,42	^1,27	^14,18	^2,21 ^1,23
	^C ébauché	^46,52	^0,71	^57,21
	^R	^53,48	^0,46	^42,79
^0-0-100%	^Alim	^100	^0,57	^100,00	^1,00
	^C tête	^9,04	^1,48	^28,19	^3,12 ^1,47
	^C ébauché	^40,96	^0,70	^60,20
	^R	^59,04	^0,32
^0-100-0%	^Alim	^100	^0,47	^100,00
	^C tête	^8,62	^1,27	^22,73
	^C ébauché	^42,53	^0,78	^68,97
	^R	^57,47	^0,26

35

Figure 6. Evolution du rendement de récupération du Cobalt en présence du Booster

Après survol du présent tableau nous avons retenus quatre essais aux fractions différentes du booster qui nous serviront d'essais d'amélioration du rendement de récupération cobalt.

Ces essais nous laissent voir ce qui suit par rapport aux conditions de

référence :

- A la fraction de 75-25-0% du booster, nous avons un concentré de tête et ébauché titrant respectivement 1,33 et 0,78% cobalt avec un rendement de récupération de 22,32 et 65,71% ;

- A la fraction de 25-75-0% du booster, nous avons remarqué presque une situation similaire du cas précédent mais avec une nette variation du rendement de récupération dans le concentré de tête ;

- A la fraction de 50-25-25% du booster, la teneur du concentré de tête diminue et le rendement de récupération en tête est quasiment similaire à celui de la fraction 75-250% du booster, mais quant au concentré ébauché nous avons noté une légère amélioration du rendement de récupération du cobalt et la teneur globale est équivalente à celles de deux cas précédents ;

36

- Nous avons constaté une amélioration sensible du rendement de récupération du cobalt dans le concentré ébauché avec diminution de la teneur global, et un concentré de tête qui a une teneur de 1,48 avec comme rendement de récupération de 23,36% à la fraction de 25-50-25% du booster

Notons également que dans les quatre essais retenus, nous avons enregistré les teneurs de cobalt dans les différents rejets respectivement de : 0,26 ; 0,34 ; 0,26 et 0,27%.

Les effets suivants ont été observés pendant le déroulement de ces essais :

- Dans les fractions du milieu, des pétillements de la mousse ont été observés à la surface de la pulpe, dus normalement à un excès de NaSH ;

- La mousse a été chargée en minéraux de cobalt dans la première fraction, puis un virement brusque de la couleur qui passe du vert foncé vers une couleur presque grise.

IV.4.3. ESSAIS DE FLOTTATION AVEC LE TALL OIL FRACTIONNE

Sept essais de flottation ont été effectués dans cette catégorie du tall-oil fractionné. La présentation synthétique de ces résultats se fait dans le tableau 8 et la traduction graphique des essais jugés bons et retenus se fait à la figure 7. Comme nous l'avons dit précédemment, les annexes fournissent beaucoup plus les détails.

Teneur Cobalt (%)

^{70-0-30% 30-0-70% 30-70-0% 70-30-0%}

2,50

2,00

0,50

0,00

1,50

1,00

10,0 20,0 30,0 40,0 50,0 60,0 70,0 80,0 Rendement de récupération Cobalt(%)

^COBALT

^Taux

^3,00

^1,37

^1,00

^41,61

^3,11

^1,61

^1,00

^36,25

^3,68

^1,49

^1,00

^25,48

^3,39

^{C ébauché}

^42,55

^0,81

^66,07

^1,55

^1,00

^R

^57,45

^0,31

^33,93

^Alim

^100,00

^0,52

^100,00

^{C tête}

^6,56

^1,79

^21,91

^3,34

^{C ébauché}

^45,36

^0,80

^67,36

^1,49

^1,00

^R

^54,64

^0,32

^32,64

^Alim

^100,00

^0,54

^100,00

^{C tête}

^5,88

^2,00

^21,77

^3,70

^{C ébauché}

^42,78

^0,73

^57,64

^1,35

^1,00

^R

^57,22

^0,40

^42,36

^Alim

^100,00

^0,54

^100,00

^{C tête}

^7,65

^2,15

^26,45

^3,46

^{C ébauché}

^47,54

^0,97

^73,85

^1,55

^1,00

^R

^52,46

^0,31

^26,15

^Alim

^100,00

^0,62

^100,00

Evolution du rendement de récupération du

Cobalt en présence du Tall Oil fractionné

Condition de référence T:0-0-100% T:70-0-30% T:30-0-70% T:70-30-0%

Figure 7. Evolution du rendement de récupération en présence du Tall-oil fractionné

37

Tableau 8. Résultats synthétiques de flottation avec le Tall-oil fractionné

^TALL OIL
		^POIDS
	^FRACTION	%	%	^Rdt(%)
	^C tête	^5,85	^1,78	^17,54
^100-0-0%	^C ébauché	^42,55	^0,81	^58,39
	^R	^57,45	^0,43
	^Alim	^100,00	^0,59	^100,00
	^C tête	^7,32	^1,45	^22,76
^0-100-0%	^C ébauché	^39,63	^0,75	^63,75
	^R	^60,37	^0,28
	^Alim	^100,00	^0,47	^100,00
	^C tête	^5,38	^1,88	^19,81
^0-0-100%	^C ébauché	^50,00	^0,76	^74,52
	^R	^50,00	^0,26
	^Alim	^100,00	^0,51	^100,00
	^C tête	^5,85	^1,78	^19,85

38

Il ressort de l'examen des résultats obtenus, quatre essais ont été retenus et nous fournissent les informations suivantes :

- Le tall-oil fractionné comme suit 0-0-100% nous donne un concentré de tête et un concentré ébauché titrant respectivement 1,88 et 0,76 % cobalt, un rendement de récupération de tête et celui du concentré ébauché de : 19,81 et 74,52% pour le cobalt. Un rejet titrant 0,26% cobalt ;

- A une fractionné de 30-0-70%, nous avons remarqué une augmentation négligeable du rendement de récupération de tête par rapport à la fraction de 0-0-100 % tall- oil, une teneur cobalt en tête de 1,79 tandis que l'ébauché diminue en rendement de récupération et augmente en teneur global ;

- Enfin, par rapport au second essai retenu dans cette catégorie, il y a eu une augmentation d'environ 6% du rendement de récupération global et 0,17% de la teneur globale du cobalt à la fraction de 70-30-0% et un rejet de 0,31% cobalt.

Les effets suivants ont été observés pendant la réalisation de cette catégorie

d'essais :

- Les pétillements exagérés de la mousse ;

- Une couche noire brillante apparaissait chaque fois à la surface de la mousse dès la

première fraction et disparaissait progressivement dans les fractions suivantes ;

- En plus d'activer le cobalt, le tall- oil active aussi le manganèse jusqu'aller à 1,5% dans la teneur globale avec un rendement de récupération de 61 % à l'ébauchage.

IV.4.4. ESSAI DE FLOTTATION AVEC LE BOOSTER ET LE TALL-OIL

FRACTIONNES

Dans le but d'améliorer le rendement de récupération du cobalt, nous sommes arrivé à utiliser le booster ainsi que le tall- oil tous fractionnés. Une combinaison de différentes fractions du booster et du tall -oil retenue dans les deux catégories a été réalisée dans la présente catégorie. Ainsi, nous avons écarté tous les essais qui nous ont fourni un rendement de récupération global en cobalt inférieur à 50% et nous avons retenu quatre essais dont la présentation synthétique se fait dans le tableau 9 et traduit graphiquement à la figure 8.

39

Tableau 9. Résultats synthétiques de flottation avec le Booster et Tall- oil fractionnés

^BOOSTER	^TALL OIL
			^POIDS
		^FRACTION	%	%	^Rdt(%)
^25-50-25%	^70-30-0%	^C tête	^6,38	^2,05	^23,47
		^C ébauché	^59,57	^0,71	^75,34
		^R	^40,43	^0,34
		^Alim	^100,00	^0,56	^100,00

^COBALT

^Taux

^3,7

^1,3

^1,0

^24,66

^2,4

^1,2

^1,0

^36,45

^2,6

^1,3

^1,0

^24,13

^25-75-0%

^30-0-70%

^3,9

^1,5

^1,0

^20,84

^Alim

^100,00

^0,53

^100,00

Figure 8. Evolution du rendement de récupération du cobalt en présence du Booster et

Tall- oil fractionnés.

Par la même occasion, signalons qu'à cet essai qui donne un bon résultat, nous avons observé une concentration en cuivre dont les renseignements sont les suivants :

40

L'examen des résultats du tableau 9 laisse voir ce qui suit :

- Le booster fractionné en 25-50-25% et le tall-oil en 70-30-0% conduit à un concentré de tête et un concentré ébauché titrant respectivement 2,05 et 0,71 % cobalt, un rendement de récupération en cobalt de 23,47 et 75,34%, la teneur du cobalt dans le rejet est de 0,34% ;

- Par rapport au premier cas de la catégorie d'essais, à la fraction du booster de 50-2525% et celle du tall-oil de 0-0-100%, on constate une diminution sensible de rendement de récupération et de la teneur respectivement pour le concentré de tête et le concentré ébauché. Le rejet possède une teneur en cobalt de 0,44% ;

- 75-25-0% du booster et 70-0-30% du tall-oil laissent voir sans équivoque que le concentré de tête titre 1,42% cobalt en ayant un rendement de récupération de 14,09%, un ébauchage du concentré titrant 0,71% cobalt et un rendement de récupération de 75,87% ;

- Une amélioration nette a été observée en fractionnant le booster et le tall-oil de la manière suivante : 25-75-0% et 30-0-70%. Dans ce cas, on observe un concentré de tête et un concentré ébauché titrant respectivement 2,05% et 0,77% cobalt, possédant comme rendement de récupération en tête et global de 23,74% et 79,16% avec un rejet de flottation titrant 0,24%.

IV.5. DISCUSSIONS

Nous notons une amélioration des résultats entre, d'une part, nos meilleurs résultats trouvés au laboratoire à ceux dans les conditions de référence et d'autre part, à ceux rencontré au niveau de l'usine dans ses conditions standards. Ceci, étant nous avons retenu l'essai de flottation en fractionnant le booster et le tall- oil respectivement de la manière suivante : 25-75-0% et 30-0-70% comme bon résultat dans la catégorie des combinaisons de ces différents activant.

Comparativement à l'essai de référence dont les résultats sont représentés synthétiquement dans le tableau 10 et l'essai de la combinaison de booster et tall-oil respectivement en fraction de 25-75-0% et 30-0-70%, nous pouvons juger cette combinaison meilleure car elle a amélioré sensiblement le rendement de récupération du cobalt.

41

- Le concentré de tête et le concentré ébauché titrent respectivement : 23,43% et 5,06% cuivre ;

- Le rendement de récupération de tête et celle récupération global de : 47% et 89,8% de cuivre ;

- Un rejet titrant 0,68% cuivre.

Tableau 10. Résultats synthétiques comparatifs

EFFICACITE	REFERENCE	BO+TO
Concentré de tete	1.20	2.05
Concentré ébauché	0.62	0.77
Rendement de tete	13.4	23.47
Rendement ébauché	44.2	79.2
Rejet de flottation	0.51	0.24

IV.6. ANALYSES GRANULOMETRIQUES DES REJETS

Dans ce paragraphe, nous présentons une synthèse des analyses granulochimiques effectuées sur les rejets d'essais de flottation que nous avons jugé meilleurs dans les différentes catégories, puis une comparaison et une brève explication sur l'analyse des rejets de flottation dans les conditions standards et le rejet de flottation avec le booster et le tall- oil fractionnés.

Tableau 11. Analyses granulochimiques des rejets de flottation

^BOOSTER

^TALL OIL

^BOOSTER+TALL OIL

^Tranches

^Poids

^Cobalt

^Poids

^Cobalt

^Poids

^Cobalt

^Mesh

^Microns

^g

%

%

^%Pc

^g

%

%

^%Pc

^g

%

%

^%Pc

^48

^300

^86

^14,48

^0,39

^76,18

^53

^11,3

^0,34

^81,23

^45

^9,62

^0,41

^81,8

^65

^208

^173

^29,12

^0,24

^46,7

^145

^30,92

^0,32

^32,89

^164

^35

^0,24

^42,9

^100

^149

^122

^20,54

^0,29

^21,58

^32

^6,823

^0,01

^32,56

^78

^16,7

^0,32

^18,3

^150

^104

^90

^15,15

^0,17

^10,72

^86

^18,34

^0,2

^14,64

^72

^15,4

^0,01

^17,5

^200

^75

^75

^12,63

^0,15

^2,727

^86

^18,34

^0,02

^12,85

^55

^11,8

^0,2

^6,68

^270

^55

^30

^5,05

^0,11 ^0,383 ^45

^9,595

^0,19 ^3,938 ^36

^7,69

^0,15

^325 ^48

^12

^2,02

^0,04 ^0,043 ^6

^1,279

^0,15 ^3 ^10

^2,14

^0,12

42

Teneur Cobalt(%)

0,45

0,35

0,25

0,15

0,05

0,4

0,3

0,2

0,1

0

Variation de la teneur du Cobalt dans les rejets de flottation

0 50 100 150 200 250 300 350

Ouvertures des tamis en microns

Booster

Tall oil

Booster et Tall oil Conditions de KZC

Figure 9. Variation de la teneur du Cobalt dans les différentes tranches des rejets

43

CONCLUSION

La présente étude s'inscrit dans l'ensemble des voies susceptibles d'améliorer le rendement de récupération du cobalt au Concentrateur de Kolwezi en faisant une combinaison des différentes fractions du booster et du tall- oil.

Après caractérisation granulométrique de l'alimentation de la flottation dudit Concentrateur, les résultats ont révélés qu'environ 3% de cobalt sont renfermés dans la tranche de plus de 48 mesh et plus de 90% dans la tranche supérieure à 200 mesh, proportion qui n'est pas la bienvenue à la flottation. Ceci étant, nous n'avons pas tenu compte de cet aspect granulométrique, mais nous nous sommes attelés sur l'aspect distribution des réactifs comme un des paramètres pour améliorer le rendement de récupération de cobalt.

A l'issue de nos essais de flottation aux laboratoires, dans la catégorie du tall-oil fractionné, nous avons constaté avec amertume la concentration du manganèse qui est pour nous une impureté.

Dans la catégorie du booster et du tall-oil fractionnés, la combinaison de 2575-0% du booster et de 30-0-70% du tall-oil, fournit des résultats jugés meilleurs pour cette étude. Respectivement pour le cobalt et le cuivre, nous avons un concentré de tête titrant 2,05 et 23,43%, un concentré ébauché ayant pour teneur 0,77 et 5,06%, un rendement de récupération en tête de 23,74 et 47% ; en ébauchage, nous avons obtenu un rendement de 79,16 et 89,8%. En ce qui concerne les rejets de flottation, nous avons enregistré une teneur de 0,24 % pour le cobalt et 0,68 % pour le cuivre.

44

PERSPECTIVES

Au regard des résultats de cette étude, il convient à la direction du contrôle d'exploitation du concentrateur de Kolwezi d'orienter la suite de l'étude de la manière suivante :

- Poursuivre la même étude en multipliant les essais de combinaisons des fractions des activants et en révisant le dosage du sulfudrate de sodium ;

- Tenir compte de la granulométrie ou déterminer la courbe de broyabilité et se ramener dans les meilleures conditions ;

- Lors des essais de flottation avec le tall-oil, chercher comment ne pas récupérer le manganèse car plusieurs études du genre, élimination du manganèse par précipitation dans le circuit cobalt (cas des usines hydro métallurgiques de la Gécamines) traitant déjà ce problème de manganèse.

En plus du point technique, il faudra établir une caractérisation environnementale des rejets issus de la flottation dans les cas de la combinaison du booster et tall- oil.

45

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES

1. Anne GOSSELIN, DENN BLACKBURN, MARIO BERGERON, Mars 1999. Protocole d'évaluation de la traitabilité des sédiments de sels et des boues à l'aide des techniques métallurgiques.

2. Christian KATWIKA NDOLWA ,2014. Bases fondamentales de préparation des minerais. UNIKOL Inédit.

3. NGENDA BANKA Richard ,2015. Génie métallurgique I, UNIKOL inédit.

4. Serge BOUCHARD ,2005. Traitement du minerai, Edition le Griffon d'Argile.

5. Corneille EK et Al Masson, 1973. Cours de minéralurgie et préparation des minerais. Edition DERROUX Liège.

6. Pierre Blazy, 1970. La valorisation des minerais, Presse universitaire de France.

7. Paris Barry A. Wills et Tim Napier-Munn, 2006. Mineral Processing Technology,

8. Jean Marie KANDA NTUMBA, Décembre 2012. Etude de la flottabilité de la malachite à l'aide de l'Amylxanthate de potassium et acides gras. thèse de doctorat, Université de Liège

9. ZEKA MUJINGA, 2015. Chimie analytique, UNIKOL Inédit.

10. Notes de service DCE/KZC

,\NN IXES

A

ANNEXE A : ESSAI DE FLOTTATION DANS LES CONDITIONS DE KZC

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaSH

^A

^50,0

^5,7

^1,20

^0,60

^13,4

^2,35

^26,81

^13,41

^57,6

^10,1

^{70 -10 -20%}

^{100 -0 -0%}

ANNEXE B : ESSAIS DE FLOTTATION AVEC LE BOOSTER FRACTIONNE

^B ^70,0 ^8,0

^0,60 ^0,42 ^9,4 ^1,17

^4,92 ^3,44 ^14,8 ^1,9

^MD

^A+B

^120,0

^13,7

^0,85

^1,02

^22,8

^1,66

^14,04

^16,85

^72,4

^5,3

^Na2SiO3

^C

^200,0

^22,9

^0,48

^0,96

^21,4

^0,94

^1,40

^2,80

^12,0

^0,5

^G41

^A+B+C

^320,0

^36,6

^0,62

^1,98

^44,2

^1,21

^6,14

^19,65

^84,5

^2,3

^T3Y

^R

^555,0

^63,4

^0,45

^2,50

^55,8

^0,65

^3,61

^15,5

^BO

^ALIM

^875,0

^100,0

^0,51

^4,48

^2,66

^23,26

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A+B

^160

^17,68

^0,99

^1,59

^34,68

^1,96

^10,60

^16,95

^72,15

^4,08

^Na2SiO3

^C

^80

^8,84

^0,58

^0,46

^10,13

^1,15

^2,03

^1,62

^6,91

^0,78

^G41

^A+B+C

^240

^26,52

^0,86

^2,05

^44,81

^1,69

^7,74

^18,58

^79,06

^2,98

^T3Y

^R ^ALIM

^665 ^905 ^RATIO

^73,48 ^100,00

^0,38 ^0,51

^2,53 ^4,58 ^COBALT

^55,19

^0,74 ^2,60

^4,92 ^23,50 ^CUIVRE

^20,94

^BO ^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A

^65

^6,97

^1,25

^0,81

^16,55

^2,37

^21,35

^13,88

^54,41

^7,80

^B

^75

^8,05

^0,68

^0,51

^10,39

^1,29

^6,22

^4,67

^18,29

^2,27

^MD

^A+B

^140

^15,02

^0,94

^1,32

^26,94

^1,79

^13,24

^18,54

^72,69

^4,84

^Na2SiO3

^A+B+C ^360 ^38,63

^0,65 ^2,33 ^47,56 ^1,23

^5,88 ^21,16 ^82,96 ^2,15

^T3Y

^R

^572

^61,37

^0,45

^2,57

^52,44

^0,76

^4,35

^17,04

^BO

^ALIM

^932 ^RATIO

^100,00

^0,53

^4,91 ^COBALT

^2,74

^25,51 ^CUIVRE

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^3144

^A

^60

^6,45

^1,49

^0,89

^16,86

^2,61

^21,21

^12,73

^47,70

^7,39

^70 -10 -20%

^B

^135

^14,52

^0,76

^1,03

^19,35

^1,33

^4,81

^6,49

^24,34

^1,68

^MD

^19605

^A+B

^195

^20,97

^0,98

^1,92

^36,22

^1,73

^9,86

^19,22

^72,03

^3,44

^Na2SiO3

^200

^C

^195

^20,97

^0,46

^0,90

^16,92

^0,81

^1,39

^2,71

^10,16

^0,48

^G41

^98,25

^A+B+C

^390

^41,94

^0,72

^2,82

^53,14

^1,27

^5,62

^21,93

^82,19

^1,96

^T3Y

B

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A

^70

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^1,33

^0,93

^22,32

^2,87

^21,62

^15,13

^58,41

^7,51

^B

^105

^11,67

^0,69

^0,72

^17,37

^1,49

^3,62

^3,80

^14,67

^1,26

^MD

^A+B

^175

^19,44

^0,95

^1,66

^39,70

^2,04

^10,82

^18,94

^73,08

^3,76

^Na2SiO3

^C

^175

^19,44

^0,62

^1,09

^26,02

^1,34

^1,88

^3,29

^12,70

^0,65

^G41

^A+B+C

^350

^38,89

^0,78

^2,74

^65,71

^1,69

^6,35

^22,23

^85,78

^2,21

^T3Y

^R

^550

^61,11

^0,26

^1,43

^34,29

^0,67

^3,69

^14,22

^BO

^ALIM

^900 ^RATIO

^100,00

^0,46

^4,17 ^COBALT

^2,88

^25,91 ^CUIVRE

^B ^130 ^14,36

^0,65 ^0,85 ^17,12 ^1,19

^3,04 ^3,95 ^14,74 ^1,03

^MD

^A+B

^250

^27,62

^0,97

^2,43

^49,21

^1,78

^8,06

^20,14

^75,10

^2,72

^Na2SiO3

^C

^175

^19,34

^0,50

^0,88

^17,73

^0,92

^1,54

^2,70

^10,05

^0,52

^G41

^A+B+C

^425

^46,96

^0,78

^3,30

^66,94

^1,43

^5,37

^22,84

^85,14

^1,81

^T3Y

^R

^480 ^RATIO

^53,04

^0,34

^1,63 ^RECUPERATION COBALT

^33,06

^0,83

^3,98 ^RECUPERATION CUIVRE

^14,86

^BO

^ALIM ^FRACT

^905

^100,00 ^POIDS%POIDS

^0,55 %

^4,94 ^PdS

^Rdt

^taux

^2,96 %

^26,82 ^PdS

^Rdt

^taux

^NaSH

^A

^60

^6,42

^1,27

^0,76

^14,18

^2,21

^22,08

^13,25

^43,18

^6,73

^B

^170

^18,18

^0,77

^1,31

^24,35

^1,34

^5,35

^9,10

^29,65

^1,63

^MD

^C ^205 ^21,93

^0,49 ^1,00 ^18,69 ^0,85

^1,70 ^3,49 ^11,36 ^0,52

^G41

^A+B+C

^435

^46,52

^0,71

^3,08

^57,21

^1,23

^5,94

^25,83

^84,19

^1,81

^T3Y

^R

^500

^53,48

^0,46

^2,30

^42,79

^0,97

^4,85

^15,81

^BO

^ALIM

^935 ^RATIO

^100,00

^0,57

^5,38 ^COBALT

^3,28

^30,68 ^CUIVRE

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^3144

^A

^85

^9,04

^1,48

^1,26

^28,19

^3,12

^16,94

^14,40

^60,50

^6,69

^70 -10 -20%

^B

^105

^11,17

^0,71

^0,75

^16,71

^1,50

^3,05

^3,20

^13,46

^1,20

^MD

^196,5

^A+B

^190

^20,21

^1,05

^2,00

^44,90

^2,22

^9,26

^17,60

^73,95

^3,66

^Na2SiO3

^C

^195

^20,74

^0,35

^0,68

^15,30

^0,74

^1,13

^2,20

^9,26

^0,45

^G41

C

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A

^75

^8,62

^1,27

^0,95

^22,73

^2,64

^21,44

^16,08

^55,59

^6,45

^B

^110

^12,64

^0,87

^0,96

^22,84

^1,81

^5,44

^5,98

^20,69

^1,64

^MD

^A+B

^185

^21,26

^1,03

^1,91

^45,57

^2,14

^11,93

^22,06

^76,27

^3,59

^Na2SiO3

^C

^185

^21,26

^0,53

^0,98

^23,40

^1,10

^1,71

^3,16

^10,94

^0,51

^G41

^A+B+C

^370

^42,53

^0,78

^2,89

^68,97

^1,62

^6,82

^25,23

^87,21

^2,05

^T3Y

^R

^500

^57,47

^0,26

^1,30

^31,03

^0,74

^3,70

^12,79

^BO

^ALIM

^870 ^RATIO

^100,00

^0,48

^4,19 ^COBALT

^3,33

^28,93 ^CUIVRE

^CONDITION

^{70 -10 -20%}

^{50 -25-25%}

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A

⁷⁰

^7,78

^1,48

^1,04

^23,36

^3,00

^16,20

^11,34

^40,95

^5,26

^{70 -10 -20%}

^B

¹⁶⁰

^17,78

^0,65

^1,04

^23,45

^1,32

^4,93

^7,89

^28,48

^1,60

^MD

^A+B

²³⁰

^25,56

^0,90

^2,08

^46,81

^1,83

^8,36

^19,23

^69,43

^2,72

^{25-50 -25%}

ANNEXE C : ESSAIS DE FLOTTATION AVEC LE TALL-OIL TRACTIONNE

^Na2SiO3

^C

^220

^24,44

^0,52

^1,14

^25,79

^1,06

^3,03

^6,67

^24,07

^0,98

^G41

^A+B+C

^450

^50,00

^0,72

^3,22

^72,60

^1,45

^5,75

^25,89

^93,50

^1,87

^T3Y

^R

^450

^50,00

^0,27

^1,22

^27,40

^0,40

^1,80

^6,50

^BO

^ALIM

^900

^100,00

^0,49

^4,44

^3,08

^27,69

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A

^55

^5,9

^1,78

^0,98

^17,5

^3,00

^24,02

^13,21

^38,7

^6,61

^B

^160

^17,0

^0,87

^1,39

^24,9

^1,47

^7,09

^11,34

^33,2

^1,95

^MD

^C ^185 ^19,7

^0,48 ^0,89 ^15,9 ^0,81

^2,21 ^4,09 ^12,0 ^0,61

^T3Y

^A+B+C

^400

^42,6

^0,81

^3,26

^58,4

^1,37

^7,16

^28,64

^83,9

^1,97

^G41

^R

^540 ^RATIO

^57,4

^0,43

^2,32 ^COBALT

^41,6

^0,72

^1,02

^5,51 ^CUIVRE

^16,1

^0,28

^T O ^CONDITION

^ALIM ^FRACT

^940

^100,0 ^POIDS%POIDS

^0,59 %

^5,58 ^PdS

^100,0 ^Rdt

^1,00 ^taux

^3,63 %

^34,15 ^PdS

^100,0 ^Rdt

^1,00 ^taux

^NaHS

^3144

^A

^60

^7,32

^1,45

^0,87

^22,8

^3,11

^12,64

^7,58

^38,7

^5,28

^70 -10 -20%

^B

^120

^14,63

^0,75

^0,90

^23,5

^1,61

^5,48

^6,58

^33,5

^2,29

^MD

^196,5

^A+B

^180

^21,95

^0,98

^1,77

^46,3

^2,11

^7,87

^14,16

^72,2

^3,29

^Na2SiO3

^200

^C

^145

^17,68

^0,46

^0,67

^17,4

^0,99

^1,20

^1,74

^8,9

^0,50

^T3Y

^A+B+C

^325

^39,63

^0,75

^2,44

^63,7

^1,61

^4,89

^15,90

^81,1

^2,05

^G41

D

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A

^50

^5,38

^1,88

^0,94

^19,8

^3,68

^25,67

^12,84

^50,4

^9,38

^B

^85

^9,14

^0,88

^0,75

^15,8

^1,72

^5,10

^4,34

^17,0

^1,86

^MD

^A+B

^135

^14,52

^1,25

^1,69

^35,6

^2,45

^12,72

^17,17

^67,5

^4,65Na2SiO3

^C

^330

^35,48

^0,56

^1,85

^38,9

^1,10

^1,86

^6,14

^24,1

^0,68

^T3Y

^A+B+C

^465

^50,00

^0,76

^3,54

^74,5

^1,49

^5,01

^23,31

^91,6

^1,83

^G41

^R

^465

^50,00

^0,26

^1,21

^25,5

^0,51

^0,46

^2,14

^8,4

^0,17

^TO

^ALIM

^930 ^RATIO

^100,00

^0,51

^4,75 ^COBALT

^100,0

^1,00

^2,74

^25,45 ^CUIVRE

^100,0

^1,00

^A ^55 ^5,85

^1,78 ^0,98 ^19,8 ^3,39

^24,02 ^13,21 ^38,7 ^6,61

^B ^A+B

^160 ^215

^17,02 ^22,87

^0,87 ^1,10

^1,39 ^2,37

^28,2 ^48,1

^1,66 ^2,10

^7,09 ^11,42

^11,34 ^24,56

^33,2 ^71,9

^1,95

^MD ^3,14Na2SiO3

^185

^19,68

^0,48

^0,89

^18,0

^0,91

^2,21

^4,09

^12,0

^0,61

^T3Y

^C ^A+B+C

^400

^42,55

^0,81

^3,26

^66,1

^1,55

^7,16

^28,64

^83,9

^1,97

^G41

^R ^ALIM

^540 ^940 ^RATIO

^57,45 ^100,00

^0,31 ^0,52

^1,67 ^4,93 ^COBALT

^33,9 ^100,0

^0,59 ^1,00

^1,02 ^3,63

^5,51 ^34,15 ^CUIVRE

^16,1 ^100,0

^0,28 ^1,00

^TO

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^A

^55

^5,88

^2,00

^1,10

^21,8

^3,70

^29,37

^16,15

^54,6

^9,29

^B

^150

^16,04

^0,61

^0,92

^18,1

^1,13

^3,12

^4,68

^15,8

^0,99

^MD

^C ^195 ^20,86

^0,46 ^0,90 ^17,8 ^0,85

^1,57 ^3,06 ^10,4 ^0,50

^T3Y

^A+B+C

^400

^42,78

^0,73

^2,91

^57,6

^1,35

^5,97

^23,90

^80,8

^1,89

^G41

^R

^535

^57,22

^0,40

^2,14

^42,4

^0,74

^1,06

^5,67

^19,2

^0,34

^TO

^ALIM

^935 ^RATIO

^100,00

^0,54

^5,05 ^COBALT

^100,0

^1,00

^3,16

^29,57 ^CUIVRE

^100,0

^1,00

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^3144

^A

^60

^6,56

^1,79

^1,07

^21,9

^3,34

^26,04

^15,62

^51,8

^7,89

^70 -10 -20%

^B

^135

^14,75

^0,64

^0,86

^17,6

^1,19

^3,95

^5,33

^17,7

^1,20

^MD

^196,5

^A+B

^195

^21,31

^0,99

^1,94

^39,5

^1,86

^10,75

^20,96

^69,4

^3,26Na2SiO3

^C

^220

^24,04

^0,62

^1,36

^27,8

^1,49

^1,58

^3,48

^11,5

^0,48

^T3Y

E

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

³¹⁴⁴

⁷⁰

^7,7

^2,15

^1,51

^26,5

^3,46

^24,01

^16,81

^58,7

^7,67

^{70 -10 -20%}

^196,5

²⁰⁰

³⁹³

^98,25

^22,5

^{70 -30} - ^0%

ANNEXE D : ESSAIS DE FLOTTATION AVEC LE BOOSTER ET TALL-OIL

FRACTIONNES

^B ^120 ^13,1 ^A+B ^190 ^20,8

^0,92 ^1,10 ^19,4 ^1,48 ^1,37 ^2,61 ^45,9 ^2,21

^4,23 ^5,08 ^17,7 ^1,35 ^11,52 ^21,88 ^76,4

^MD ^3,68Na2SiO3

^C

^245

^26,8

^0,65

^1,59

^28,0

^1,05

^1,02

^2,50

^8,7

^0,33

^T3Y

^A+B+C

^435

^47,5

^0,97

^4,20

^73,8

^1,55

^5,61

^24,38

^85,1

^1,79

^G41

^R

^480

^52,5

^0,31

^1,49

^26,2

^0,50

^0,89

^4,27

^14,9

^0,28

^TO

^ALIM

^915

^100,0

^0,62

^5,69

^100,0

^1,00

^3,13

^28,65

^100,0

^1,00

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^B ^190 ^20,2

^0,68 ^1,29 ^24,7 ^1,22

^3,6 ^6,76 ^22,0 ^1,09

^TO

^A+B

^250

^26,6

^1,01

^2,52

^48,1

^1,81

^9,0

^22,54

^73,2

^2,75

^C

^310

^33,0

^0,46

^1,43

^27,2

^0,83

^1,6

^4,99

^16,2

^0,49

^BO

^A+B+C

^560

^59,6

^0,71

^3,95

^75,3

^1,26

^4,9

^27,54

^89,4

^1,50

^R

^380 ^RATIO

^40,4

^0,34

^1,29 ^COBALT

^24,7

^0,61

^0,9

^3,27

^10,6

^ALIM

^940

^100,0 ^POIDS%POIDS

^0,56 %

^5,24 ^PdS

^100,0 ^Rdt

^1,00

^3,3 %

^30,80 ^CUIVRE ^PdS

^100,0 ^Rdt

^NaHS

^FRACT

^50

^1,31

^0,66

^13,4

^taux ^2,4

^25,5

^12,74

^taux ^8,34

^A

^135

^5,5 ^14,9

^0,72

^0,97

^19,9

^1,3

^5,49

^46,1 ^19,9

^1,33

^TO

^B ^A+B

^185

^20,4

^0,88

^1,63

^33,3

^1,6

^4,1 ^9,9

^18,23

^66,0

^3,23

^A+B+C ^500 ^55,2

^0,62 ^3,11 ^63,6 ^1,2

^4,5 ^22,74 ^82,3 ^1,49

^R

^405

^44,8

^0,44

^1,78

^36,4

^0,8

^1,2

^4,90

^17,7

^ALIM

^905 ^RATIO

^100,0

^0,54

^4,89 ^COBALT

^100,0

^1,0

^3,1

^27,64 ^CUIVRE

^100,0

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

^3144

^A

^50

^5,4

^1,42

^0,71

^14,1

^2,6

^20,3

^10,2

^38,7

^7,1

^70 -10 -20%

^B

^190

^20,7

^0,66

^1,25

^24,9

^1,2

^3,8

^7,2

^27,5

^1,3

^TO

^22,5

^A+B

^240

^26,1

^0,82

^1,96

^39,0

^1,5

^7,2

^17,4

^66,2

^2,5

^70 -0 -30%

^C

^300

^32,6

^0,62

^1,86

^36,9

^1,1

^2,1

^6,4

^24,2

^0,7

^BO

^A+B+C

^540

^58,7

^0,71

^3,82

^75,9

^1,3

^4,4

^23,7

^90,4

^1,5

F

^RATIO

^COBALT

^CUIVRE

^CONDITION

^FRACT

^POIDS%POIDS

%

^PdS

^Rdt

^taux

%

^PdS

^Rdt

^taux

^NaHS

³¹⁴⁴

^A

⁶⁰

^6,1

^2,05

^1,23

^23,7

^3,88

^23,43

^14,06

^47,0

^7,68

^{70 -10 -20%}

^22,5

^{30 -0 -70%}

⁴⁰

^{25 -75-0%}

^0,22

^1,00

ANNEXE E : ANALYSES GRANULOCHIMIQUES DES REJETS EN UTILISANT LE

BOOSTER, LE TALL-OIL, BOOSTER ET TALL-OIL FRACTIONNES

^B ^170 ^A+B ^230

^17,3 ^0,86 ^1,46 ^23,5 ^1,17 ^2,69

^28,2 ^1,63 ^4,89 ^8,31 ^51,9 ^2,21 ^9,73 ^22,37

^27,8 ^1,60 ^TO ^74,8 ^3,19

^C

^300

^30,6

^0,47

^1,41

^27,2

^0,89

^1,49

^4,47

^14,9

^0,49

^BO

^A+B+C

^530

^54,1

^0,77

^4,10

^79,2

^1,46

^5,06

^26,84

^89,8

^1,66

^R

^450

^45,9

^0,24

^1,08

^20,8

^0,45

^0,68

^3,06

^10,2

^ALIM

^980

^100,0

^0,53

^5,18

^100,0

^1,00

^3,05

^29,90

^100,0

^Tranches

^Répartition granulo

^Répartition cuivre

^%Rc

^Mesh

^MicronsPoids%Poids

^%Rc ^%Pc ^%Cu

^PdS

^%PdS ^%Rc ^%Pc ^%Co

^PdS

^%PdS

^65 ^208 ^100 ^149

^173 ^29,12 ^43,603 ^56,4 ^122 ^20,54 ^64,141 ^35,86

^0,56 ^0,969 ^26,992 ^46,64 ^53,36 ^0,72 ^0,878 ^24,473 ^71,113 ^28,89

^0,24 ^0,415 ^29,48 ^53,3 ^0,29 ^0,354 ^25,12 ^78,42

^150

^104

^90

^15,15

^79,293

^20,71

^0,54

^0,486

^13,541

^84,654

^15,35

^0,17

^0,153

^10,86

^89,28

^200

^75

^75

^12,63

^91,919

^8,081

^0,46

^0,345

^9,6122

^94,266

^5,734

^0,15

^0,113

^7,988

^97,27

^270

^55

^30

^5,051

^96,97

^3,03

^0,43

^0,129

^3,5941

^97,86

^2,14

^0,11

^0,033

^2,343

^99,62

^325

^48

^12

^2,02

^98,99

^1,01

^0,4

^0,048

^1,3373

^99,198

^0,802

^0,04

^0,005

^0,341

^99,96

^-325

^-48 ^Tranches

^6

^1,01

^Répartition granulo

^100 0,48

^0,029

^0,8024 ^Répartition cuivre

^100 0,01

^6E-04

^0,043 ^Répartition cobalt

^100

^Mesh

^Alimentation

^594 ^MicronsPoids%Poids

^100 0,6 ^%Rc

^%Pc

^%Cu

^3,589 ^PdS

^%PdS

^100 0,24 ^%Rc

^%Pc

^%Co

^1,408 ^PdS

^%PdS

^%Rc

^48

^300

^53

^11,3

^11,301

^88,7

^0,76

^0,403

^15,011

^15,011

^84,99

^0,34

^0,18

^18,77

^18,77

^65

^208

^145

^30,92

^42,217

^57,78

^0,42

^0,609

^22,696

^37,707

^62,29

^0,32

^0,464

^48,34

^67,11

^100

^149

^32

^6,823

^49,041 ^50,96 ^0,72

^0,23

^8,5864

^46,294 ^53,71 ^0,01

^0,003

^0,333

^67,44 ^85,36

^150 ^104

^86

^18,34 ^67,377 ^32,62 ^0,66

^0,568

^21,153 ^67,447 ^32,55 ^0,2

^0,172

^17,92

G

A

FLOW SHEET GENERAL DU CONCENTRATEUR DE KOLWELI

Dislributeur

Mu&T DOLO FLOTTATION E19AUG11At3E

4 _' i_

NEXT DOLO * E OOSTE

FLOTTATION F RI'S SAeE

.I1^-

19 rm. Hz0

+ REACTIF$

7

CONDITIONNEMENT

OR MAO PRIMAIRE

1g00S2100yA #2 mm

Kydroryelone

3 76 um OF

130Ci .

D ISTR IBU TE LI P.

C LASSIF I CATI O N

1 UF #177; 1700 grl

CRIS LE C LASS IFICATIplI

P Fi IhWIRE

PASSANTS i 19 rtr

TRAPP E A 611E E

FUT BAROFJIETF5 IQUE

IDECA1I TAMN j 11500 â 1 71X1 +I

V

STOCKAGE DE C.F.

Ppe Ivi
·s

D E CAN TA.TI0 N

SECONDAIRE

'BASSIN

T

Ve rs int rM1 t. Ik.lgiq ue

1

STOCK

CONCENTRIS

11

'

1

VE RS USI4 METALLU414 U

J

F ILT RATION

FILTRAT

16]0 â

1700 g/I

C LASS IFICATIOH SEG ON DAIRE

Où CO*ICAS SAG E

S EC ^ON DAME

C Ot1C RATOIRE

RERI '19mn

E R OYAG E

SEC OHDAIRE

PASSANTS s 19 mn

	T
3!T	CONCASSAGE TERT1AJRE
	CONE CARAT01R E		t Rmet Fig_1: Flaw-sheet géneral du concentrateur de Kolwezi