Memoire Online - Approche d'un paramétrage des conditions optimales d'un circuit lixiviation extraction par solvant du cuivre à l'usine à cuivre de Kolwezi sur base du minerai oxydé de cuivre du gisement de Kilamusembu

Approche d'un paramétrage des conditions optimales d'un circuit lixiviation - extraction par solvant du cuivre à l'usine à cuivre de Kolwezi sur base du minerai oxydé de cuivre du gisement de Kilamusembu.

REPUBLIQUE DEMOCRATIQUE DU CONGO
Enseignement Supérieur et Universitaire
Institut Superieur des techniques appliquées de Kolwezi
Département de Chimie et Métallurgie Appliquées
ISTA/ KOLWEZI
B.P. 299
E- mail : istakolwezi2006@yahoo.fr

Travail de fin de cycle graduat, présenté et défendu en vue de l'obtention du grade d'Ingénieur Technicien en techniques appliquées dans l'option Chimie et Métallurgie appliquées

SOMMAIRE:

Introduction.......................................................................................................................3

Chap. 1 Aperçu sur l'usine à cuivre de Kolwezi...............................................6 Chap. 2 Notions sur la lixiviation cuivre............................................................9 Chap. 3 Notions sur l'extraction par solvant du cuivre.............................10 DEUXIEME PARTIE : Essais expérimentaux en laboratoire et étude du paramétrage

optimal d'une usine lixiviation et extraction par solvant du cuivre en vue d'une

Chap. 4 Essais de lixiviation.......................................................................................14 Chap. 5 Essais d'extraction par solvant du cuivre.........................................23 Chap. 6 Essais de stripage du cuivre......................................................................35 Chap. 7 Simulation à l'échelle industrielle................................. ..........40 Chap. 8 Calcul du flow sheet........................................................................................46 Conclusions Générales........................................................................................................52 Bibliographie..........................................................................................................................54

INTRODUCTION :

L'usine à zinc de Kolwezi s'est reconvertie en usine à cuivre de Kolwezi depuis la fermeture de la mine de Kipushi qui fournissait un minerai sulfuré de zinc comme alimentation et lequel minerai arrivait à l'usine à zinc après calcination préalable (grillage à mort) aux Usines Shituru de Likasi.

L'usine à cuivre de Kolwezi fonctionne actuellement en utilisant comme alimentation, le minerai oxydé de cuivre du gisement de Kilamusembu localisé dans le district de Kolwezi.

L'implantation de la nouvelle filière `fragmentation - lixiviation - extraction par solvant- électrolyse' dans les nouvelles entreprises installées dans le district de Kolwezi, et le remplacement de la filière ` fragmentation - concentration par flottation à la mousse - lixiviation - purification par précipitation sélective -

électrolyse ` par la nouvelle filière dans les entreprises anciennement installées, nous a amené à étudier la faisabilité de l'implantation de cette nouvelle filière dans l'infrastructure de l'usine à cuivre de Kolwezi sur base du minerai du gisement de Kilamusembu.

Ce gisement est encaissé par le Katanguien qui comprend les métaux du groupe du cuivre, du cobalt, du zinc, du cadmium et du germanium. Ce gisement est constitué souvent par du stérile. Le cuivre est dans l'ore body inferieur seulement. Le cobalt y est relativement abondant.

Nous avons fait l'approche d'un paramétrage des conditions optimales d'un circuit lixiviation - extraction par solvant du cuivre à l'usine à cuivre de Kolwezi sur base du minerai de Kilamusembu pour esquisser l'étude de faisabilité d'une infrastructure métallurgique de production du cuivre métallique par électrolyse dans ce concept et dans cet environnement particulier.

Cette approche n'est pas une fin en soi elle n'est qu'une porte ouverte à d'autres approches similaires, car un tel système si complexe de production du cuivre métallique englobe un nombre innombrable des paramètres susceptibles d'etre fixés.

La nécessité d'évoluer dans les conditions d'équilibre nous a contraint de baser notre approche sur des essais discontinus effectuées en laboratoire tant pour la lixiviation que pour l'extraction par solvant dans ses étapes d'extraction et de stripage.

line simulation industrielle du calcul du flow sheet a été enfin établie.

Ce travail comprend donc deux parties, une partie théorique dans laquelle quelques concepts fondamentaux ont été émis et une partie expérimentale qui comprend tous essais effectués et leurs interprétations. La simulation de l'infrastructure basée sur les résultats des essais au laboratoire dans les conditions d'équilibre sont également l'apanage de la seconde partie.

Première partie :

Quelques concepts fondamentaux.

CHAPITRE 1 : APERCU SUR L'USINE A CUIVRE DE KOLWEZI.

Cette usine est située à 15 kilometres au nord ouest de Kolwezi à mi chemin entre l'usine hydro métallurgique de Luilu et le concentrateur de Kolwezi.

Devant l'importance croissante des tonnages des concentrés produits à partir de la mine de Kipushi et du concentrateur de Kipushi, il fut décidé de constituer le 30 juin 1948 la société métallurgique du Katanga en abrégé `METALKAT' dont le rôle était de traiter la blende (sulfure de zinc) grillée à la division acide des usines Shituru de Likasi.

L'industrie de production du zinc électrolytique étant une grosse consommatrice de courant électrique (5000 kilowatt heure par tonne de zinc), le fonctionnement de la nouvelle usine était conditionné par la construction de la centrale de Nzilo mise en service en 1952 et plus tard celle de Nseke opérationnelle en 1956.

Le site de l'usine avait été choisi à l'époque de manière à être le plus près possible de la source d'alimentation en courant électrique pour réduire le coût d'investissement du transport de l'énergie électrique et etre à coté d'une source d'eau suffisante.

L'extraction et la production du zinc à partir de la blende crue exige que le zinc contenu soit sous forme lixiviable dans les conditions de marche de l'usine à zinc de Kolwezi, choix économique porté sur la forme de l'oxyde de zinc pour le besoin en acide sulfurique dans usines hydro métallurgiques de Shituru à Likasi.

Avant d'être livré à l'Usine à zinc, la blende subit, à la division acide des usines de Shituru, un grillage à mort qui permet de transformer le sulfure de zinc insoluble en oxyde de zinc soluble en milieu acide sulfurique.

Le gaz sulfureux qui se dégage lors du grillage à 930 degré centigrade ( la réaction ZnS + 3/2 O2 ZnO + SO2 s'amorce à 800 degré centigrade) est cycloné, filtré, débarrassé des poussières avant d'entrer dans le circuit propremendit de la fabrication de l'acide sulfurique.

L'oxyde de zinc (blende grillée) ainsi obtenu reste encore associé, en proportions variables, aux diverses impuretés telles que le cuivre, le cadmium, l'antimoine, le germanium, le cobalt,...

Toutes ces impuretés qui sont, plus nobles que le zinc sont susceptibles de se déposer à l'électrolyse avant le zinc et de compromettre ainsi l'extraction métallurgique de ce métal.

Il faut donc purifier au maximum avant l'électrolyse, la solution de sulfate de zinc obtenue par lixiviation acide de l'oxyde de zinc impur.

La purification est effectuée par les méthodes classiques de précipitation

Cette purification qui s'opère par étapes avec ajout des morceaux de cathodes et la poudre de zinc, de l'antimoine et du permanganate de potassium permet d'écarter au maximum possible du circuit direct de production de zinc des éléments tels que le cuivre, le cobalt, le cadmium et le fer.

Etant donné que le cuivre et le cadmium sont en proportions élevées dans le calciné alimenté et partant dans les éléments écartés, il a été conçu un petit circuit de production du cadmium (cathodes électrolytiques fondues sous forme des baguettes de 250 grammes par pièces et de pureté 99,99%) et un four de production de cuivre métallique en lingot de 3 à 4 tonnes à 95,96% de cuivre par fusion des céments obtenus lors de l'élimination du cuivre.

Le cuivre métallique produit servait généralement à la fabrication des anodes solubles pour les usines de Luilu et de Shituru.

La première tonne de zinc électrolytique a été produite en juin 1953 par METALKAT. En 1962, fut crée la société métallurgique Katangaise MTK qui devint en 1971 la société métallurgique de Kolwezi, qui finalement le 30 septembre 1974 intégra la Gecamines sous le nom de l'Usine à Zinc de Kolwezi (UZK).

De 1955 à 1966, cette usine traitait pour le compte de l'UMHK (Union Minière du Haut Katanga), les poussières des filtres à sacs des Usines Pyrometallurgiques de Lubumbashi (UL) et en extrayait du cadmium et des hydrates de Germanium.

Finalement en 2008, suite à l'arrêt de la mine de Kipushi et à la baisse du coût de zinc par rapport à celui du cuivre, UZK fut transformé en Usine à Cuivre de Kolwezi (UCK) traitant le minerai de cuivre de ramassage dans les rails et dans les bassins du concentrateur de Kamoto (KTC) et du concentrateur de Kolwezi (KZC).

A l'heure actuelle, avec la relance de la mine de Kilamusembu, sous le projet Kilamusembu, UCK porte deux types d'alimentation : le minerai ramassé et le minerai de Kilamusembu préalablement concentré au niveau de KZC

Le gisement de Kilamusembu est encaissé par le Katanguien qui comprend les métaux du groupe du cuivre, du cobalt, du zinc, du cadmium et du germanium. Ce gisement est constitué souvent par du stérile. Le cuivre est dans l'ore body inferieur seulement. Le cobalt y est relativement abondant.

Le minerai de Kilamusembu subit une concentration par flottation à la mousse au concentrateur de Kolwezi pour atteindre une teneur de 17% en cuivre afin de rentabiliser le processus de production afin d'atteindre dans l'électrolyte destiné à l'électrolyse du cuivre les teneurs compatibles à cet opération de production du cuivre métallique.

Le flow sheet actuel du processus de traitement est sur le schéma suivant :

Ainsi, en travaillant avec ce circuit de production, les usines à cuivre de Kolwezi ont fait la production suivante :

CHAPITRE 2 : NOTIONS SUR LA LIXIVIATION DU CUIVRE

La lixiviation généralement utilisée dans les industries minières du district de Kolwezi est la lixiviation par agitation. Le minerai broyé ou le concentré est lixivié dans des tanks munis d'un système d'agitation pneumatique et/ou mécanique. Pour obtenir un liqueur claire après lixiviation, une séparation solide liquide est appliquée.

La séparation solide liquide peut se faire par décantation à contre courant, par filtration au filtre à bande, par filtration au filtre à tambour ou à disque ou par la combinaison de la décantation contre courant suivi de la filtration.

L'alimentation pourrait être un minerai oxydé (lixiviation acide dans des tanks agités), un minerai sulfuré (lixiviation bactérienne ou sous pression). Le minerai concassé et broyé, est lixivié dans des réservoirs agités. La récupération du cuivre se fait en peu de temps (quelques heures à quatre jours). La liqueur claire issue de la lixiviation peut contenir environ deux à quatre vingt grammes de cuivre par litre.

Les principaux agents de lixiviation sont l'acide sulfurique, l'acide sulfurique et le sulfate ferrique; et l'oxygène.

2.1. Les minerais oxydés de cuivre facilement lixiviables par l'acide sulfurique :

2.2. Lixiviation oxydante des minerais sulfurés de cuivre :

On peut mener une lixiviation directe des minerais sulfurés par action bacterienne. Les bacteries se fixent et peuvent directement attaquer le minerai en utilisant probablement le fer contenu dans une gaine autour de la bacterie.

La chalcosine se dissout rapidement, la covellite et la bornite moderement, mais la chalcopyrite se dissous très lentement, à moins d'une catalysation par l'argent.

CHAPITRE 3 : NOTION SUR L'EXTRACTION PAR SOLVANT DU CUIVRE :

Les extractants les plus utilisés en hydrométallurgie du cuivre en milieu sulfate sont les agents chélatants. L'équilibre d'extraction-strippage est représentée

Les premiers extractants à être commercialisés sont des hydroxyoximes dénommés LIX développés par la société Henkel Corporation aujourd'hui Cognis. Le LIX 64, composé du LIX 65 et d'une petite quantité de LIX 63, a été le premier à être utilisé industriellement par la société Ranchers Exploration and Development Corporation. Mais, actuellement le plus utilisé dans les installations industrielles mondiales est le LIX 984N qui est un mélange à volume égal de LIX 84 et Lix 860 (Henkel, 1991 ; Charles 1994).

Les compositions de quelques extractants du cuivre développés par Cognis (anciennement Henkel) sont :

LIX 84 : Ketoxime Mélange de 5-nonylacetophenone oxime et d'une petite quantité de 5- dodecylsalicylaldoxime dans le kérosène

LIX 860 : Aldoxime Mélange de 5-dodecylsalicylaldoxime et d'une petite quantité de 5-nonylacetophenone oxime dans le kérosène

LIX 622 : salicylaldoxime Mélange de 5- dodecylsalicylaldoxime et tridecanol dans le

D'autres extractants ayant des caractéristiques chimiques similaires ont été commercialisés par Cytec Industries : ACORGA (M5640, M5850, PT5050, ...). Ces produits sont très sélectifs pour le cuivre lorsqu'on fait l'extraction à un pH < 2 (1,5 à 1,9). Le Fe3+ qui est un élément gênant à l'électrolyse n'est pas extrait.

concentration des ions métalliques en solution aqueuse. La méthode est basée sur l'utilisation d'un extractant organique dilué dans un solvant organique mis en contact avec la phase aqueuse qui contient le métal à extraire. Par mélange des deux phases non miscibles, l'ion métallique se lie à l'extractant par formation d'un complexe et est ainsi transféré dans la phase organique. Les deux phases sont ensuite séparées par décantation. Le métal est ensuite ré extrait dans une nouvelle phase aqueuse sous une forme raffinée et concentrée. Cette deuxième opération est nommée strippage.

L'extraction et le strippage utilisent la même réaction chimique dont l'équilibre est contrôlé principalement par le pH du milieu. L'extraction est réalisée à un pH plus élevé qu'au strippage.

L'extraction par solvant est utilisée en hydrométallurgie pour la purification et/ou la concentration des solutions. Combinée à l'électrolyse, elle est largement utilisée pour la production de cuivre cathodique de haute pureté. La première application industrielle remonte à 1950 avec l'extraction de l'uranium en Afrique du Sud. Ensuite la technologie a été développée pour l'extraction du cuivre par la société

Ranchers Exploration and Development Corporation. On compte aujourd'hui plus de 30 installations d'extraction par solvant dans le monde (Gerald et Jergensen, 1999 ; Kathryn et al., 2005, Gorgon, 2006).

Deuxième partie:

Essais expérimentaux en laboratoire et étude du

paramétrage optimal d'une usine lixiviation et

extraction par solvant du cuivre en vue d'une

faisabilité à l'échelle industrielle.

CHAPITRE 4 : ESSAIS DE LIXIVIATION

Ces essais sont réalisés pour faire l'approche du comportement du minerai du gisement de Kilamusembu lors de la lixiviation acide en faisant varier différents paramètres (temps, granulométrie, acidité,...) et en utilisant comme solution lixiviante, une solution d'acide sulfurique.

Les conditions donnant une solubilisation maximale du cuivre devront être corrélées aux conditions permettant une extraction idéale du cuivre à l'étape d'extraction par solvant et à celles donnant un stripage du cuivre dans les conditions les plus favorables que possible.

Les conditions donnant une solubilisation maximale du cuivre, une extraction idéale du cuivre par solvant organique et un stripage favorable peuvent être approchées et extrapolées au niveau industriel pour permettre la détermination des types et des quantités des machines et équipements nécessaires permettant à l'industriel d'approcher le coût de la technologie et équipements requis.

Faudra-t-il finalement avoir à l'esprit que la rentabilité d'un processus de production dépend enfin de compte du volume des coûts d'investissement et de production.

4.1. Minerai, matériel et réactifs utilisés :

4.1.1. Caractérisation du minerai :

Le minerai provient du gisement de Kilamusembu. Ce gisement est encaissé par le Katanguien qui comprend les métaux du groupe du cuivre, du cobalt, du zinc, du cadmium et du germanium. Ce gisement est constitué souvent par du stérile. Le cuivre est dans l'ore body inferieur seulement. Le cobalt y est relativement abondant (1).

Le minerai a été prélevé au remblai R 454 et l'analyse chimique du minerai a donné les résultats qui sont consignés dans le tableau 1.

Tableau 1 : Teneurs en différents éléments constitutifs du minerai de Kilamusembu.

Eléments	Cu	Co	Mn	MgO	Fe	SiO2	CaO	Cu ox	CuS
Teneurs %	4.42	0.99	0.10	9.50	0.86	54.50	1.75	4.40	0.02

4.1.2. Préparation du minerai :

Le minerai a été préparé de manière à obtenir à la fin des opérations une prise homogène de 10 kilogrammes représentative de l'ensemble du minerai prélevé au remblai R 454.

De cette prise de 10 kilogramme sont élaborés des échantillons destinés aux essais de laboratoire.

Les opérations pour la constitution de cette prise sont : 4.1.2.1. Prélèvement :

Le prélèvement d'environ 150 kilogrammes de minerai a été effectué au remblai 454 à l'aide d'une bèche et des sacs. Et cela d'une manière aléatoire de façon que la prise soit représentative de l'ensemble du remblai.

4.1.2.2. Concassage :

Le concassage a été effectué au concasseur à mâchoires de laboratoire du type Arbed.

4.1.2.3. Homogénéisation et échantillonnage du concassé :

L'homogénéisation et l'échantillonnage du concassé a été effectué par la méthode de cône et couronne. Le concassé est étalé sous forme d'un cône. Le cône est détruit et transformé en une couronne. La couronne est retransformée en un cône. L'homogénéisation est obtenue par répétition successive de cette opération.

Pour prélever un échantillon de concassé de 10 kilogrammes représentatif de l'ensemble du concassé la méthode par division d'un tas conique a été utilisée.

Un tas conique, constitué par la totalité du concassé, est transformé en une couronne. La couronne est divisée en quatre secteurs. Deux secteurs opposés sont prélevés. L'opération est recommencée jusqu'à ce que la prise ait un poids de 10 kilogrammes de concassé.

Cette prise de 10 kilogrammes constitue la quantité sur laquelle les essais de lixiviation seront effectués.

4.1.2.4. Etuvage :

4.1.2.5. Broyage à sec :

La prise subit un broyage à sec sur un broyeur à cylindre de Laboratoire. 4.1.2.6. Tamisage aux tamis de 60 mesh et de 100 mesh :

Après broyage à sec, deux types d'échantillons de granulométries différentes sont préparés en effectuant un tamisage à sec aux tamis de 60 et de 100 mesh et en retenant les passants. Ces échantillons sont stockés pour des essais ultérieurs.

4.1.3. Réactifs utilisés :

Le réactif chimique utilisé est une solution aqueuse d'acide sulfurique de concentration en acide variable selon la finalité des essais.

4.2. Essais effectifs:

4.2.1. Indications :

La suivie des essais et la variation des paramètres s'effectuant selon la méthodologie suivante :

Dans la première série d'essais, le temps est maintenu constant, la température ambiante, l'acidité de la solution lixiviante variable ; la lixiviation étant appliquée sur un minerai de granulométrie -100 mesh.

Dans la deuxième série d'essais, le temps est variable, la température ambiante, la granulométrie constante (- 100 mesh), l'acidité est de 25 grammes d'acide libre par litre dans tous les essais.

Dans la troisième série d'essais, le temps est maintenue constant, la température est maintenue constante (température ambiante), l'acidité variable, la lixiviation étant appliquée sur un minerai de granulométrie (-60 mesh) granulométrie un peu grossière par rapport à la granulométrie de la première série.

4.2.2. Matériel et produits nécessaires :

4.2.2.1. Matériel :

Béchers de 500 millilitres, agitateur magnétique, plaque chauffante, PH mètre, spatule, balance, chronomètre, entonnoir, papier filtre, pipettes, poire, étuve, pans.

4.2.2.2. Produits :

Solutions aqueuses d'acide sulfurique de concentration différente, minerai de Kilamusembu de granulométrie - 60 mesh et de granulométrie - 100 mesh.

4.2.3. Mode opératoire :

- Peser 20 grammes de minerai de Kilamusembu de granulométrie passant au tamis de 100 mesh et/ou de 60 mesh.

- A l'aide d'une spatule, mettre le minerai pesé dans le bécher de 500 millilitre.

- A l'aide d'une pipette, ajouter dans le bécher 200 millilitre de la solution aqueuse d'acide sulfurique de concentration en acide indiquée.

- A la fin du temps indiqué, arrêter l'agitateur, effectuer la filtration, recueillir le filtrat et le résidu.

- Envoyer au laboratoire d'analyse le résidu séché et le filtrat pour analyse du

4.3. Effet de l'acidité de la solution lixiviante sur la solubilisation du cuivre contenu

dans le minerai de Kilamusembu.

4.3.1. Conditions opératoires :

Tableau 2 : Tableau des conditions opératoires des essais de lixiviation tenant compte de la variation de l'acidité de la solution lixiviante :

Essai	Temps de lixiviation (heure)	Température (degré Celsius)	Granulométrie (mesh)	Acidité solution lixiviante (gramme d'acide libre par litre)
1	2	21	-100	100
2	2	21	-100	80
3	2	21	-100	50
4	2	21	-100	25
5	2	21	-100	20
6	2	21	-100	15

4.3.2. Résultats obtenus :

Tableau 3 : Tableau des résultats obtenus découlant des essais dont le paramètre variable est l'acidité de la solution lixiviante.

Essai	Poids résidu (gramme)	% cuivre dans le résidu	Rdt lixiviation cuivre (%)	Acidité solution lixiviante (gramme d'acide libre par litre).
1	17	0.25	95.2	100
2	19	0.26	94.4	80
3	18	0.34	93.08	50
4	18.3	0.38	92.8	25
5	19.5	0.45	90.0	20
6	20.1	0.49	88.9	15

4.3.3. Conclusions partielles :

Plus l'acidité de la solution lixiviante augmente, plus le rendement de lixiviation augmente.

Lorsque la teneur en acide libre de la solution lixiviante est faible, la lixiviation sera incomplète, le rendement de lixiviation sera faible.

Lorsque la teneur en acide libre est élevée. La lixiviation est complète et on solubilise même les insolubilisables et la solution lixiviante aura un degré d'acidité élevé après lixiviation ; degré pouvant être incompatible avec l'extraction du cuivre par le solvant organique à l'étape suivante.

Ainsi avec le minerai de Kilamusembu, nous avons retenu une acidité de 25 grammes d'acide libre par litre avant lixiviation correspondant à un rendement de lixiviation de 92,8%, tout en ayant après lixiviation une acidité de 4,3 à 5 grammes d'acide libre par litre.

4.4. Etude cinétique de la lixiviation :

Cet étude a pour but de voir l'évolution de la solubilisation du cuivre en fonction du temps dans les conditions opératoires retenues. Ces résultats permettront, connaissant le débit de la pulpe à lixivier de prévoir le nombre des réacteurs de lixiviation à installer de façon que le temps de séjour de la pulpe dans les réacteurs de lixiviation soit supérieur au temps de lixiviation.

Si le temps de lixiviation est supérieur au temps de séjour de la pulpe dans les réacteurs, la lixiviation va continuer dans les décanteurs et on effectuera une décantation en surface.

Tableau 4 : Tableau des conditions opératoires des essais de l'étude cinétique.

Des échantillons de la solution lixiviante sont prélevés toutes les quinze minutes pour analyse et suivie de l'enrichissement de la solution lixiviante en cuivre en fonction du temps.

Les résultats des analyses sont contenus dans le tableau 5. Tableau 5 : Tableau des résultats de l'étude cinétique :

Temps (minutes)	Teneurs métaux dans la solution lixiviante
Temps (minutes)	Cu ++ (g/l)	Co ++ (g/l)	Fe++ (g/l)
15	2.49	1.13	0.06
30	2.99	1.25	0.07
45	3.04	1.41	0.08
60	3.18	1.64	0.09
75	3.36	1.66	0.10
90	3.57	1.89	0.11
105	3.57	1.96	0.11
120	3.64	2.02	0.12

Graphique 1 : Graphique des résultats de la cinétique de lixiviation du cuivre, du cobalt, et du fer.

Graphique 2 : Courbes d'évolution exprimant la cinétique de lixiviation du cuivre, du fer et du cobalt.

Nous pouvons tracer la courbe cinétique pour la lixiviation du cuivre à partir du tableau 6, le courbe exprimant l'évolution du rendement de lixiviation en fonction du temps.

Tableau 6 : Tableau des valeurs du rendement de lixiviation en fonction du temps

Temps (minutes)	0	15	30	45	60	75	90	105	120
Rendement de lixiviation (%)	0	63.48	76.23	77.5	81.07	85.66	91.01	91.01	92.08

Le graphique cinétique de la lixiviation du cuivre est représenté sur le graphique 3.

Conclusions partielles :

Pour un débit de pulpe de x (m3/h), il faudra monter en série y réacteurs de lixiviation de capacité z (m3) tel que z.y/x > 2 afin d'obtenir une solution lixiviante de teneur cuivre 3,63 grammes de cuivre par litre avec un rendement de 92,8%.

De la courbe cinétique, on remarque que la solubilisation du cuivre s'effectue rapidement pendant les premières minutes de la lixiviation, et elle est trop lente pendant les dernières minutes et qu'après deux heures de lixiviation, la solubilisation devient faiblement effective.

CHAP. 5 ESSAIS D'EXTRACTION PAR SOLVANT DU CUIVRE:

Ces essais d'extraction par solvant du cuivre ont été menés sur base d'une solution que nous avons obtenue en lixiviant le minerai de Kilamusembu dans les conditions retenues

L'extractant organique utilisé est le LIX 984 NC. Cet extractant est spécifique pour l'extraction du cuivre contenu dans une solution aqueuse d'acide sulfurique dans laquelle le cuivre est sous forme de sulfate de cuivre, comme diluant nous avons utilisé le pétrole qui a comme rôle de solubiliser l'extractant pour le rendre effectif et de baisser sa viscosité en vue de permettre après extraction du cuivre une bonne séparation entre la phase aqueuse et la phase organique.

5.1. Caractéristiques de la solution utilisée :

Les caractéristiques de la solution utilisée sont consignées dans le tableau 6. Tableau 6 : Tableau des caractéristiques de la solution utilisée :

5.2 Mode opératoire :

1. Préparer la solution organique dont la proportion en extractant est y % (v/v) et la proportion en diluant est (1-y)% (v /v).

5.3. Matériel et Réactifs Utilisé :

5.3.1. Matériel Utilisé :

- Pipettes graduées de 25 millilitres - Pipettes jaugées de 200 millilitres - Poire d'aspiration (pro pipette)

5.3.2. Réactifs Utilisés.

- Une solution PLS dont les caractéristiques sont consignées dans le tableau 6.

- L'agent tensio - actif, le sulfate de sodium dans une solution acidulée 0,5 M.

5.4. Impact des proportions en volume (V/V) du mélange extractant - phase organique sur l'efficacité de l'extraction.

5.4.1. Conditions opératoires :

Nous mélangeons 60 millilitres de la solution sulfurique aqueuse contenant le cuivre sous forme de sulfate à 60 millilitres d'organique, donc dans le ratio 1. Le temps d'agitation étant de 3 minutes, comme paramètre nous faisons varier la proportion extractant/phase organique. (10%, 15%, 20%, 25%, 30%).

5.4.2. Résultats obtenus :

Les résultats obtenus sont contenus dans le tableau 7 : Tableau 7 : Tableau de la constitution du Raffinat :

% (v/v)	Cu ++ (g/l)	Co ++ (g/l)	Fe total (g/l)	Mn ++ (g/l)	Rdt Cu (%)
10%	0.50	0.20	0.05	0.05	88.8
15%	0.28	0.20	0.06	0.05	95.77
20%	0.18	0.21	0.06	0.05	96.00
25%	0.17	0.22	0.06	0.05	96.22
30%	0.14	0.21	0.05	0.05	96.88

Ces résultats sont traduits dans le graphique 5 : Graphique 5 : Graphique des résultats :

Le rendement d'extraction du cuivre en fonction de la proportion extractant - phase organique est traduite dans la graphique 7 :

Graphique 7 : Graphique exprimant la variation du Rendement d'extraction Cuivre en fonction de la variation de la proportion extractant - diluant :

La variation du rendement d'extraction du cuivre en fonction de la proportion extractant - diluant dans la phase organique est également traduite par les courbes du graphique 8 :

Graphique 8 : Graphique des courbes traduisant la variation du rendement d'extraction en fonction de la proportion extractant - diluant dans la phase organique.

5.4.3. Conclusions partielles :

Le rendement d'extraction du cuivre par la phase organique en fonction de la variation du rapport en volume extractant - phase organique connaît une variation croissante rapide entre les valeurs 10% et 17% pour ce rapport. La courbe montre une variation régulière moins prononcé par la suite.

Nous retiendrons donc pour un ratio unitaire phase organique - phase acidulée aqueuse contenant le cuivre à extraire par l'extractant, les valeurs de mélange en volume Lix 984 NC et pétrole, les valeurs 17% pour l'extractant et 83% pour le pétrole utilisé comme diluant.

5.5. Impact du rapport volume phase organique sur volume phase aqueuse sur le rendement d'extraction cuivre par la phase organique :

5.5.1. Conditions opératoires :

Nous Travaillerons dans les conditions 17% pour l'extractant et 83% pour le pétrole comme composition de la phase organique, et comme paramètre variable le

ratio en volume de la phase organique sur la phase aqueuse. Le temps de contact et d'agitation dans l'ampoule à décanter étant toujours de trois minutes. Le paramètre variable étant le rapport phase organique- phase aqueuse. Ces conditions opératoires sont représentées dans le tableau 8.

Volume phase organique Vo (ml)	Volume phase aqueuse Va (ml)	Vo/Va	Temps de contact (minutes)
60	6	10	3
60	12	5	3
60	20	3	3
60	30	2	3
60	40	1,5	3
60	60	1	3
30	60	0,5	3
12	60	0,2	3
6	60	0,1	3

5.5.2. Résultats obtenus :

Tableau 9 : Résultats des essais d'extraction par solvant dans les conditions du tableau 8.

Rapport phase Vo/Va	Vo (ml)	Va (ml)	Cu++/aq. (g/l)	Co++/org (g/l)	Cu++/org (g/l)	Fe total (g/l)	Rdt Cu (%)
10	60	6	0,03	0,19	0,45	-	99,3
5	60	12	0,04	0,19	0,89	-	99,1
3	60	20	0,08	0,20	1,47	0,07	98,2
2	60	30	0,11	0,20	2,20	0,06	97,6
1,5	60	40	0,17	0,20	2,89	0,07	96,2
1	60	60	0,31	0,20	4,19	0,07	93,1
0,5	30	60	0,88	0,21	7,24	0,07	80,4
0,2	12	60	2,88	-	8,1	-	36
0,1	6	60	3,73	-	7,7	-	17,1

Les courbes traduisant l'évolution des teneurs cuivre dans les phases aqueuse et organique en fonction du rapport de phase sont dans le graphique 10.

Graphique 10 : Evolution des teneurs cuivre dans les phases aqueuse et organique en fonction du rapport de phase.

2
1
0

5.5.3. Quantité de cuivre transféré de la phase aqueuse à la phase organique :

Les quantités cuivre transféré de la phase aqueuse à la phase organique sont dans le tableau 10.

Tableau 10 : Quantité de cuivre transféré de la phase aqueuse à la phase organique :

Rapport de phase Vo/Va	Vo (ml)	Va (ml)	Quantité cuivre transféré (gr)
10	60	6	0.0268
5	60	12	0.0535
3	60	20	0.0884
2	60	30	0.1317
1.5	60	40	0.1732
1	60	60	0.2514
0.5	30	60	0.2172
0.2	12	60	0.0972
0.1	6	60	0.0462
0	0	60	0

Graphique 11 : Quantité cuivre transféré en fonction du rapport de phase Vo/Va.

Graphique 12 : Courbe exprimant l'évolution de la quantité du cuivre transféré en fonction du rapport de phase Vo/Va.

5.5.4. Conclusions partielles :

Le rendement d'extraction cuivre par la phase organique est directement proportionnel au ratio (Vo/Va). Plus la valeur du ratio augmente, plus le rendement d'extraction du cuivre par la phase organique est élevé.

Plus la continuité est organique, plus le rendement d'extraction cuivre par la phase organique est élevé, cependant la teneur en cuivre de la phase organique chargée devient de plus en plus faible. Aussi à l'échelle industrielle les frais d'investissement pour l'acquisition des grandes quantités d'organique sont une limitation.

Plus la continuité est aqueuse, plus le rendement d'extraction cuivre par la phase organique est basse. Ce qui n'est pas intéressant du point de vue industrielle.

Quant à la quantité cuivre réellement transféré de la phase aqueuse à la phase organique, cette quantité diminue lorsque la continuité devient de plus en plus organique ou aussi de plus en plus aqueuse. Elle connaît une valeur maximale lorsque le rapport de phase est unitaire, ce qui est intéressant industriellement car l'idéal est de transférer dans la phase organique une grande quantité de cuivre pour le stripage.

Nous adopterons alors ce rapport de phase pour toute la suite de nos essais.

5.6. Optimisation de la configuration du circuit d'extraction :

5.6.1. Détermination du nombre d'étage d'extraction possible à l'aide du diagramme de Mc Cabe Thièle.

En pratique, le nombre d'étapes d'extraction et de stripage se détermine par la construction du diagramme de McCabe Thièle. Ce graphique est construit en déterminant au laboratoire l'isotherme d'équilibre d'extraction ou de stripage en mélangeant la solution aqueuse et la solution organique à différents rapports de phase (A/O) jusqu'à ce que l'équilibre soit atteint.

Après la séparation des phases, la concentration en métal dans la phase aqueuse est analysée et celle de la phase organique est calculée par différence.

L'isotherme d'équilibre d'extraction est obtenue en reportant sur un graphique les concentrations à l'équilibre du métal dans la phase organique en fonction de la concentration dans la phase aqueuse.

L'isotherme de stripage est obtenue en reportant sur un graphique les concentrations du métal dans la phase aqueuse en fonction de la concentration dans la phase organique.

Pour construire le diagramme en escaliers de McCabe Thièle, une ligne de travail doit être ajoutée à l'isotherme d'équilibre et sa pente dépend du rapport de phase (PO/PA) pour le processus d'extraction désirée. Chaque escalier représente une étape d'extraction ou de stripage.

Dans un circuit industriel SX-EW, l'extraction et le stripage s'effectuent en continu. L'extraction est réalisée avec une phase organique qui vient du stripage et le stripage s'effectue avec un électrolyte riche en acide qui vient de l'électrolyse à une température le plus souvent de 40 à 50^°C. Ces deux opérations sont effectuées rapidement (2-3 minutes) de sorte qu'on n'atteint pas des équilibres parfaits. En tenant compte des rendements qui sont souvent de 90 à 98 %, les diagrammes de McCabe Thièle doivent être corrigés.

Les valeurs des coordonnés de l'isotherme d'extraction sont établies à partir du tableau 9. Ces valeurs sont consignées dans le tableau 11.

Cu ++ phase organique (g/l))

0.45

0.89

1.47

2.20

2.89

4.19

7.24

8.1

7.7

Cu ++ phase aqueuse

(g/l))

0.03

0.04

0.08

0.11

0.17

0.31

0.88

2.88

3.73

Le tracé de l'isotherme d'extraction est sur le graphique 13. Graphique 13 : Graphique de l'isotherme d'extraction

Ce diagramme montre que l'optimisation d'extraction pourra s'effectuer en deux stades d'extraction.

5.6.2. Optimisation expérimentale du circuit d'extraction :

Aussi nous annexerons un deuxième étape d'extraction par solvant organique sur le raffinat issus du premier stade d'extraction dont les caractéristiques sont de 0.32 grammes de cuivre par litre et 0.20 grammes de cobalt par litre.

Les conditions opératoires du deuxième stade d'extraction sont dans le tableau

	Cu++ dans alimentation (g/l)	Cu++ dans le raffinat (g/l)	Co++ dans le raffinat (g/l)	Rdt cuivre (%)
1er stade	4.50	0.31	0.20	93.13
2e stade	0.31	0.02	0.20	93.54

Ces deux étages d'extraction donneront comme rendement d'extraction global un rendement obtenu en effectuant la sommation de la quantité de cuivre récupéré par l'organique au premier stade et de la quantité de cuivre récupéré par l'organique au deuxième stade comparativement à la quantité de cuivre apporté par l'alimentation du premier stade d'extraction par solvant.

5.6.3. Conclusions partielles :

Les essais d'extraction du cuivre par solvant appliques sur le minerai de Kilamusembu dans le concept de l'usine à cuivre de Kolwezi, appuyé par les constructions de Mc Cabe Thièle ont montré qu'il est possible de maximiser le rendement d'extraction du cuivre en combinant l'extraction en deux stades.

Cette approche au niveau de laboratoire peut être appliquée au niveau industriel à condition de respecter la productivité des effets sur le débit des solutions alimentées et sur les caractéristiques des machines à installer.

CHAP.6 ESSAIS DE STRIPAGE DU CUIVRE

6.1. Indications

Industriellement les opérations de stripage du cuivre consiste à mettre en contact l'organique chargé de cuivre en provenance de l'étape d'extraction avec l'électrolyte épuisée en cuivre, retour cellules d'électrolyse ayant une acidité d'environ 150 grammes d'acide libre par litre.

Pour cette partie nous utiliserons la phase organique chargé obtenue suivant les conditions optimisées à l'étape précédente d'extraction par solvant.

6.2. Mode opératoire :

1. Préparer V millilitre d'une solution contenant X grammes d'acide libre par

6.3. Caractéristiques des phases utilisées pour les essais de stripage.

Tableau 14 : Caractéristiques des phases utilisées pour les essais de stripage

Phase	Eléments analysées
	Cu++ (g/l)	Co++ (g/l)	Fe total (g/l)	Mn++ (g/l)
P.L.S.	4.50	0.13	0.20	0.05
Raffinat	0.25	0.15	0.06	0.06
Organique Chargé	4.25	-	-	-

6.4. ESSAIS PROPREMENDITS :

6.4.1. Influence du rapport de phase sur le stripage du cuivre :

Les essais ont été effectués sur base de la mise en contact de la phase organique et de la phase aqueuse acidulée dans des proportions de phase différentes et en adoptant comme acidité initiale de la phase aqueuse acidulée 160 grammes d'acide libre par litre.

Tableau 15 : Conditions opératoires des essais de stripage dont le paramètre est le rapport des phases (Vo/Va) :

Vo/Va	Vo (ml)	Va (ml)	Temps de contact (minutes)	Acidité de la phase aqueuse (g/l)
3	30	10	3	160
2	30	15	3	160
1	30	30	3	160
0.5	30	60	3	160

Tableau 16 : Résultats des essais de stripage du cuivre avec comme variable le rapport des phases

Vo/Va	Vo (ml)	Va (ml)	Cu++/a (g/l)	Cu++/o (g/l)	Rdt Cu (%)	Qté Cu transféré (g)
3	30	10	9.77	0.99	76.6	0.098
2	30	15	6.67	0.92	78.5	0.100
1	30	30	3.16	1.09	74.4	0.095
0.5	30	60	1.94	0.37	91.3	0.116

Les teneurs en cuivre dans les phases aqueuse et organique après stripage sont représentées sur les graphiques 14 et 15.

Graphique 14 : Diagramme d'évolution des teneurs cuivre dans les phases aqueuse et organique en fonction du rapport des phases.

Graphique 15 : Courbes d'évolution des teneurs cuivre et cobalt dans les phases aqueuse et organique en fonction du rapport des phases.

L'évolution du rendement de récupération cuivre dans la phase aqueuse acidulée est représentée dans les graphiques 16 et 17.

Graphique 16 : Diagramme d'évolution du rendement de récupération cuivre par la phase aqueuse acidulée en fonction du rapport des phases.

Graphique 17 : Courbe d'évolution du rendement de récupération cuivre par la phase aqueuse acidulée en fonction du rapport des phases.

L'évolution de la quantité cuivre récupérée par la phase aqueuse acidulée en fonction du rapport des phases est représentée dans les graphiques 18 et 19.

Graphique 18 : Diagramme de l'évolution de la quantité cuivre récupérée par la phase aqueuse acidulée en fonction du rapport des phases.

Graphique 19 : Courbe de l'évolution de la quantité de cuivre récupérée par la phase aqueuse acidulée en fonction du rapport des phases.

6.5. Conclusions partielles :

L'étape de stripage présente une similitude dans tous les cas quelque soit le type de minerai. Elle met en contact toujours une phase organique chargée de cuivre et l'électrolyte épuisé retour cellules de la salle d'électrolyse.

Dans les procédés d'extraction du cuivre métallique comprenant la méthode d'extraction par solvant à l'étape suivant le stade de lixiviation, l'électrolyte épuisé est exempte d'impuretés et est d'acidité fixé. Pour permettre un bon stripage lorsque l'extractant est le Lix 984 NC, l'électrolyte épuisé contient environ 150 grammes d'acide libre par litre et 35 à 40 grammes de cuivre par litre qu'il faut enrichir pour atteindre des valeurs allant jusqu'à 50 grammes de cuivre par litre.

La teneur cuivre dans la phase aqueuse acidulée augmente avec l'augmentation de la valeur du rapport des phases Vo/Va.

Par contre le rendement de récupération cuivre par la phase aqueuse acidulée n'accuse pas une variation prononcée avec l'augmentation de la valeur du rapport des phases Vo/Va.

Ainsi au stripage nous retiendrons un rapport de phase unitaire, pour un temps de contact de 3 minutes à l'appui d'une solution aqueuse acidulée dont l'acidité a été fixée à 160 grammes d'acide libre par litre et le stripage pouvant être effectué en un seul stade.

Nous noterons que pendant ces essais, nous avons évolué avec un électrolyte non chargé en cuivre, mais ayant l'acidité voulue pour que le stripage soit effectif. Ce qui nous a donné un électrolyte chargé dont la teneur cuivre a été de 3,16 grammes. Pour une simulation industrielle, il faudra réadapter ces essais sur base d'un électrolyte préparé qui devra contenir 30 à 35 grammes de cuivre par litre et une acidité de 160 grammes d'acide libre par litre.

CHAPITRE 7 : SIMULATIONS A L'ECHELLE INDUSTRIELLE.

7.1. Simulation du stade d'extraction :

Pour ce stade, il y'a eu similitude entre les caractéristiques des phases utilisées expérimentalement à l'échelle du laboratoire et à l'échelle de l'industrie. Nous retiendrons donc une étape d'extraction à deux phases et leurs caractéristiques à tous les stades transitoires.

7.2. Simulation du stade de stripage :

Pour ce stade, une réadaptation s'impose pour la phase aqueuse acidulée qui devra être ramenée aux conditions généralement admises à l'échelle industrielle.

7.2.1. Préparation de l'électrolyte d'acidité 32 ,16 grammes de cuivre par litre et ayant une acidité de 160 grammes d'acide libre par litre.

La préparation a été faite sur base de la limaille de cuivre et à l'aide de l'acide nitrique et l'acide sulfurique selon le mode opératoire suivant:

- Dissoudre dans 100 millilitres d'acide nitrique à chaud jusqu'à la dissolution complète.

- Chasser l'acide nitrique par ajout de 50 millilitres d'acide sulfurique jusqu'à la

formation d'une fumée blanche et précipitation des cristaux de sulfate de cuivre.

- Dissoudre les cristaux de sulfate de cuivre à l'aide d'eau distillée jusqu'à plus ou moins un litre.

- Déterminer l'acidité du sulfate obtenue pour prévoir le volume d'acide sulfurique concentré à ajouter pour avoir deux litres de sulfate de cuivre à 160 grammes d'acide sulfurique libre par litre.

- Mettre au trait de jauge, refroidir la solution puis prélever 30 millilitres pour les analyses.

7.2.2. Préparation de l'organique épuisé

L'organique épuisé a été obtenu sur base de l'organique chargé obtenu dans les conditions du tableau 14.

L'organique chargé est mis en contact avec l'électrolyte épuisé dont les caractéristiques sont au paragraphe 7.2.1.

L'organique chargé est mis en contact pendant trois intervalles de temps successifs d'une minute chacun avec l'électrolyte épuisé fraîche selon les conditions opératoires du tableau 17.

Tableau 17 : Conditions opératoires de préparation de l'électrolyte épuisé : Premier intervalle de temps :

Les caractéristiques de l'organique épuisé sont obtenues sur base des caractéristiques des phases aqueuses obtenues après ces trois phases de stripage. Les caractéristiques sont sur le tableau 18.

Il ressort de ces caractéristiques que l'organique épuisé admet comme teneur cuivre la teneur de 1,0686 grammes de cuivre par litre. Ceci est l'image de l'organique épuisé devant être recyclé, dans la simulation industrielle, aux étapes d'extraction.

7.2.3. Détermination du Ratio Vo/Va pour le stripage.

Les essais de stripage dans la simulation à l'échelle industrielle se sont effectués avec un électrolyte épuisé ayant 32,16 grammes de cuivre par litre en contact avec l'organique chargé titrant 5,233 grammes de cuivre par litre. L'organique chargé a été élaboré sur base de l'organique épuisé contenant 1,0686 gramme de cuivre par litre enrichi par le contact avec la solution P.L.S. à 4,5 grammes par litre et ayant cédée du cuivre à l'organique épuisé qui s'est enrichi en cuivre en devenant organique chargé de teneur 5,233 grammes de cuivre par litre. L'organique chargé est mis en contact

avec l'électrolyte épuisé dans des rapports de phase différents selon les conditions opératoires du tableau 18.

Tableau 18 : Conditions opératoires pour la détermination du ratio à utiliser :

Vo / Va	Vo (ml)	Va (ml)	Temps de contact (minutes)
10	60	6	3
5	60	12	3
3	60	20	3
1	60	60	3
0.5	30	60	3
0.2	12	60	3
0.1	6	60	3

Les résultats obtenus sont consignés dans le tableau 19 Tableau 19 : Résultats obtenus

Vo/Va	Vo(ml)	Va(ml)	Cu++(g/l)/aq	Cu++(g/l)/org.	Mn++aq(g/l)
10	60	6	48	3,65	0.01358
5	60	12	48.8	0,90	0.01502
3	60	20	45.04	0,93	0.01502
2	60	30	38.84	1,90	0.01388
1	60	60	38.26	0,233	0.0143
0.5	30	60	35.06	2,33	0.01288
0.2	12	60	32.82	4,57	0.01408
0.1	6	60	33	4,40	0.01282

Les quantités de cuivre réellement transférées de la phase organique chargée vers la phase aqueuse sont reprises dans le tableau 20 :

Vo/Va	Vo (ml)	Va (ml)	Cu++ org (g/l)	Cu transféré (gr)
10	60	6	48	0,095
5	60	12	48,8	0,260
3	60	20	45,04	0,258
2	60	30	38,84	0,200
1	60	60	38,26	0,300
0,5	30	60	35,06	0,174

Les diagrammes des résultats obtenus sont consignés dans le graphique 20. Graphique 20 : Diagrammes des résultats de stripage

Les courbes représentatives des résultats de stripage sont transcrite sur le graphique 21.

La courbe d'évolution de la quantité cuivre récupérée est sur le graphique

Graphique 23 : Courbe d'évolution de la quantité cuivre récupérée en fonction du rapport de phase.

7.3. Conclusions partielles

En analysant les diagrammes et les courbes représentatives des résultats, nous remarquons qu'au rapport Vo/Va = 3 la teneur du cuivre dans l'électrolyte chargé est de 45,04 grammes par litre.

La quantité du cuivre récupérée est maximale pour le rapport Vo/Va = 1, cependant pour ce rapport la teneur du cuivre dans l'électrolyte chargé est de 38,26. Cette teneur est non compatible avec la valeur exigée pour une bonne électrolyse.

Pour le rapport Vo/Va = 5, la quantité de cuivre récupérée est comparable à celle du rapport Vo/Va = 3, mais les quantités d'organique utilisées sont onéreuses.

CHAPITRE : 8 CALCUL DU FLOW SHEET

Comme base de calcul, nous prendrons le triple de la production du mois de mai 2011 des usines à cuivre de Kolwezi qui est de 187,78 tonnes.

Partant des nos essai au laboratoire, en optant pour un rapport de phase O/A=3, notre électrolyte aura une concentration en cuivre de 45,04 g/l, et que si l'on suppose que l'épuisée après électrodéposition revient à 32 ,16g/l.

8.1. AU STRIPAGE

Détermination du débit de l'organique au stripage Le rapport de phase au stripage : O/A=3

Le débit de la phase organique au stripage sera : Qo = 60,75 X 3=182, 25m³/h le débit total au stripage sera : Qts = Va+Vo

Le volume dans le mélangeur (Vmx) pour un temps de contact de 3 minutes est ^donnépar la relation :

Comme industriellement on travail avec deux mixer, dont un primaire et un secondaire de même capacité. le volume des mixers vaut alors : Les mélangeurs étant montés en série, leur volume est équivalent à 12,15 m3 chacun.

V réel = V utile / coefficient de remplissage Avec un coefficient de remplissage de 80%, le volume réel sera :

V réel= 12,15 X (100/8) = 15,1875 m3, le volume réel du mélangeur est de 15 m3.

2 ,5 à 3(rapport du temps de décantation et du temps de stripage) plus que celui du mixer.

En considérant le maximum qui est égal à 3, le volume du décanteur sera : V déc.=15 X 3= 45 m3

8.2. A L'EXTRACTION

Supposons qu'il n'a pas perte de l'organique par entraînement vers l'électro wining

Partant de nos assai effectues au laboratoire, nous savons que le rapport de phase à l

Le volume réel du mixer sera en tenant compte du coefficient de remplissage qui est de 80%

V réel = 18,225 x (100/80) = 22,8 m3 Détermination du volume du décanteur à l'extraction

Partant des mêmes hypothèses que précédemment, le volume utile dans le décanteur est :

V utile déc.=18 ,225 x 3=54,675 m3 Le volume utile dans le contacteur par étage est

Le volume utile total pour l'extraction avec le nombre d'étage à l'extraction : égal à 2 partant bien sur de nos essais effectues au laboratoire sera :

Partant des relations définies précédemment, le volume réel du décanteur est en tenant compte du coefficient de remplissage qui est de 80% :

Pour un débit de PLS (solution imprégnant du résidus de lixiviation après lixiviation) de débit 182,25 m3/ heure titrant 4,5 grammes de cuivre par litre après une lixiviation dont le rendement est de 92,8% traduit un débit massique du cuivre de
4,5 x 182,25. = 0,82 Tonne de cuivre/ heure.

Le rendement de lixiviation étant de 92,8% ; le débit massique cuivre amené par le minerai est de :

Le débit massique du minerai titrant 4,42% cuivre contenant cette quantité de cuivre sera :

L'usine à cuivre de Kolwezi utilise des réacteurs de lixiviation à agitation pneumatique de type Pachuca de capacité 36 m3. Le débit global de la pulpe en mouvement à travers les réacteurs de lixiviation est de :

Le nombre des réacteurs de lixiviation est donné par la relation suivante :

8.3. Récapitulatif du schéma de l'infrastructure proposée.

Conclusions générales :

L'approche d'un paramétrage des conditions optimales d'un circuit lixiviation - extraction par solvant du cuivre à l'usine à cuivre de Kolwezi sur base du minerai oxydé de cuivre de Kilamusembu sur base des essais discontinus de laboratoire dans les conditions d'équilibre a abouti aux recommandations suivantes :

Pour la lixiviation du minerai de Kilamusembu, nous avons retenu une acidité de 25 grammes d'acide libre par litre avant lixiviation correspondant à un rendement de lixiviation de 92,8%, tout en ayant après lixiviation une acidité de 4,3 à 5 grammes d'acide libre par litre.

De la courbe cinétique adaptée à la lixiviation du minerai de Kilamusembu, on remarque que la solubilisation du cuivre s'effectue rapidement pendant les premières minutes de la lixiviation, et elle est trop lente pendant les dernières minutes et qu'après deux heures de lixiviation, la solubilisation devient faiblement effective.

Utilisant comme extracteur le LIX 984 NC, le pétrole comme diluant solubilisateur de l'extractant et le sulfate de sodium comme agent tensio-actif permettant une bonne séparation de la phase aqueuse et de la phase organique, les proportions de l'extracteur et du diluant dans la phase organique sont de 17 % pour l'extractant et de 83% pour le diluant.

Le ratio en volume de la phase organique sur la phase aqueuse donnant une quantité de cuivre maximale transféré de la solution imprégnant le résidu de lixiviation après lixiviation vers la phase organique à l'étape d'extraction est le ratio unitaire.

L'isotherme d'extraction à l'équilibre de Mc Cabe Thiele et la droite opératoire nous ont montré que l'extraction menée en deus étages permet des transferts de plus en plus élevés du cuivre de la phase aqueuse vers la phase organique.

Les essais de stripage du cuivre sur la phase organique chargé par l'électrolyte épuisé ont montré que le rapport Vo/Va = 3, est favorable pour l'obtention d'un électrolyte chargé titrant 45,05 grammes de cuivre par litre, valeur compatible avec l'étape ultérieur de l'électroextraction du cuivre métallique. Aussi avons-nous adopté au stripage deux étapes de stripage.

La base de calcul pour la détermination des équipements métallurgiques principaux à prévoir comme composantes de l'infrastructure de production au niveau de la lixiviation et de l'extraction par solvant du cuivre a été établie en s'appuyant sur

une production mensuelle de 187,78 tonnes et les recommandations suivantes ont été émis :

- La lixiviation pourra s'effectuer dans 11 réacteurs à agitation pneumatique de capacité 36 m3 montés en série. Ces réacteurs de la marque Pachuca existent déjà dans l'infrastructure actuelle de production de l'usine à cuivre de Kolwezi.

- Ces réacteurs sont traversés par un flux de pulpe de densité 0,934 ; de pourcentage solide dans la pulpe de 10,68% à un débit de 189,592 m3/heure.

- L'introduction d'un stade de clarification de l'overflow du décanteur recevant la

pulpe venant de la lixiviation est nécessaire pour éviter que les particules solides n'arrivent à l'extraction par solvant enfin de minimiser la formation des cruds.(émulsion stable composée de phase organique, de phase aqueuse et des solides). Les cruds sont provoqués par la présence des solides, produits chimiques et floculants incorrectement ajoutés à la solution imprégnant les résidus de la lixiviation. Les étapes de purification et de filtration envoient à l'extraction par solvant un débit de solution métallifère de 182,25 m3 par heure.

- Le stade d'extraction du cuivre par solvant pourra s'effectuer en deux étapes

dans des mélangeurs de volume 22,8m3 chacun et dans des décanteurs de volume 91,125 m3 chacun.

- Le stade de stripage du cuivre par l'électrolyte épuisé pourra également s'effectuer en deux étapes dans des mélangeurs de volume 15 m3 chacun et dans des décanteurs de volume 45 m3 chacun.

Approche d'un paramétrage des conditions optimales d'un circuit lixiviation extraction par solvant du cuivre à l'usine à cuivre de Kolwezi sur base du minerai oxydé de cuivre du gisement de Kilamusembu