Séparation du cuivre et du cobalt à partir d'un concentré collectif.

UNIVERSITE DE LIKASI

FACULTE POLYTECHNIQUE
Département de Métallurgie

Séparation du cuivre et du cobalt à partir d'un concentré collectif

Par KASONGO CHRIS

Gradué en Sciences Appliquées

Mémoire présenté et défendu en vue de l'obtention du Grade d'Ingénieur Civil Métallurgiste

Octobre 2015

UNIVERSITE DE LIKASI

FACULTE POLYTECHNIQUE
Département de Métallurgie

Séparation du cuivre et du cobalt à partir d'un concentré collectif

Par KASONGO CHRIS

Gradué en Sciences Appliquées

Mémoire présenté et défendu en vue de l'obtention du Grade d'Ingénieur Civil Métallurgiste

Directeur : Pr Dr Ir ZEKA MUJINGA

Co - Directeur : Assistant Ir KAKUNDE NGOIE Encadreur : Ir KADIANGA N'SONA

Octobre 2015

RESUME

Ce travail est consacré à l'étude de séparation par flottation du cuivre et du cobalt contenus dans un même concentré mixte. En effet, Les variations des cours du cuivre, surtout leur diminution, affectent considérablement l'économie du Katanga, laquelle est basée sur les mines. De plus, les cours du cobalt sont fixes alors que ceux du cuivre varient beaucoup. Dès lors, il apparait très avantageux de mettre au point un procédé de séparation du cuivre et du cobalt à partir du concentré afin de les traiter indépendamment.

Le concentré mixte cuprocobaltifère étudié titre 10,04 % en cuivre et 4,71 % en cobalt. Pour ce faire, les approches suivantes ont été envisagées : L'influence du pH sur la séparation du cuivre et du cobalt, l'influence du sulfhydrate de sodium sur la récupération du cuivre en présence du cyanure de sodium comme déprimant du cobalt, l'influence du cyanure de sodium sur la dépression du cobalt, l'influence de la substitution de l'amyl xanthate de potassium par un collecteur du type dithiophosphate sur la récupération du cuivre, enfin, l'influence de l'effet d'association de l'amyl xanthate de potassium et du dithiophosphate également sur la récupération du cuivre.

La substitution du PAX par le DTP n'a pas amélioré la séparation. Avec ce réactif, les meilleurs résultats de la flottation du cuivre ont été obtenus à la dose de 100 g/t du dithiophosphate. La dépression du cobalt a été entravée par cette substitution.

Les essais d'association de l'amyl xanthate de potassium et du dithiophosphate ont montré qu'il n'y a pas de synergie entre ces deux collecteurs étant donné que la flottation du cuivre s'est dépréciée par rapport au DTP. Les doses optimales d'association du dithiophosphate à l'amyl xanthate de potassium ont été respectivement de 50 et 100 g/t.

Ainsi, les meilleures conditions d'utilisation des réactifs pouvant permettre cette séparation sont :

? 1000 g/t de sulfhydrate de sodium (NaHS) ;

? 100 g/t de l'amyl xanthate de potassium (PAX) ; ? 500 g/t du cyanure de sodium (NaCN) ;

? pH 11.

Une étude cinétique a été menée par exploitation des facteurs qui sont des indices du coefficient des vitesses des minéraux de cuivre et de cobalt obtenus par l'établissement des droites de régression des vitesses initiales en fonction des doses des collecteurs, et a permis de constater que pour le cas du PAX, les pentes du cuivre et du cobalt sont telles que leurs vitesses de flottation sont nettement différentes pouvant permettre leur séparation. La différence des vitesses de flottation se traduit par les constantes cinétiques obtenues.

Les droites relatives au dithiophosphate se sont caractérisé par un léger écart pouvant permettre la séparation recherchée mais avec des performances peu appréciables au regard des constantes cinétiques obtenues ;

Les essais d'associations étaient moins susceptibles d'assurer la séparation recherchée, au regard de la figure correspondante qui a montré des droites régressions linéaire parallèles, et par conséquent les espèces minérales flotteraient à la même vitesse.

TABLE DES MATIERES

RESUME

TABLE DES MATIERES i

LISTE DES FIGURES v

LISTE DES TABLEAUX vii

LISTE DES ABBREVIATIONS viii

EPIGRAPHE ix

DEDICACE x

EN MEMOIRE DE xi

REMERCIEMENTS xii

INTRODUCTION 1

CHAPITRE I 3

CONSIDERATIONS BIBLIOGRAPHIQUES SUR LA FLOTTATION A LA MOUSSE 3

1.1 Introduction 3

1.2 Définition et principe de la flottation à la mousse 3

1.3 Types de procédés de la flottation à la mousse 5

1.3.1 La flottation simple 5

1.3.2 La flottation différentielle 5

1.4 Réactifs de flottation 6

1.4.1 Le collecteur 7

1.4.2 Les modifiants 10

1.4.3 Agents moussants 12

1.5 Cinétique de flottation 12

1.6 Paramètres de flottation 14

1.7 Critères d'évaluation des résultats de flottation 14

II

1.8 Compromis entre le rendement de récupération et la teneur en minéral dans le concentré

16

Conclusion du premier chapitre 16

CHAPITRE II 18

FLOTTATION DES MINERAIS OXYDES CUPROCOBALTIFERES 18

2.1 Flottation des minerais oxydés et sulfurés 18

2.2 Flottation à l'aide des xanthates après sulfuration superficielle 19

2.2.1 Mécanisme de sulfuration 19

2.2.2 Mécanisme de collection des minerais oxydés par les xanthates 20

2.3 Flottation aux acides gras 21

2.4 Flottation des minerais oxydés cuprocobaltifères au Katanga 23

2.4.1 Au concentrateur de Kamoto (KTC) 23

2.4.2 Au concentrateur de Kambove (KVC) 24

Conclusion du deuxième chapitre 24

CHAPITRE III 25

MATERIEL ET PROCEDURE EXPERIMENTALE 25

3.1 Origine de l'échantillon composite étudié 25

3.2 Caractérisation de l'échantillon 26

3.2.1. Caractérisation chimique 26

3.2.1. Caractérisation chimique 26

3.2.2. Caractérisation granulochimique 27

3.3 Tests de flottation 31

3.3.1 Matériel utilisé 31

3.3.2 Mode opératoire des essais de flottation 32

3.3.3 Réactifs utilisés et préparation 33

3.3.4 Critères d'évaluation des résultats 33

III

CHAPITRE IV 35

PRESENTATION ET ANALYSE DES RESULTATS 35

4.1 Objectifs 35

4.2 Influence de la variation du pH 35

4.2.1 But 35

4.2.2 Conditions opératoires 36

4.2.3 Présentation des résultats 36

4.2.4 Analyse des résultats 39

4.3 Influence de la variation du sulfhydrate de sodium 39

4.3.1 But 39

4.3.2 Conditions opératoires 40

4.3.3 Présentation des résultats 40

4.3.4 Analyse des résultats 42

4.4 Influence de la dose de cyanure de sodium 43

4.4.1 But 43

4.4.2 Conditions opératoires 44

4.4.3 Présentation des résultats 44

4.4.4 Analyse des résultats 47

4.5 Influence de la dose du dithiophosphate 47

4.5.1 But 47

4.5.2 Conditions opératoires 47

4.5.3 Présentation des résultats 48

4.5.4 Analyse des résultats 50

4.6 Tests d'association du DTP et du PAX 50

4.6.1 But 50

4.6.2 Conditions opératoires 50

4.6.3 Présentation des résultats 51

iv

4.6.4 Analyse des résultats 53

4.7 Comparaison des résultats obtenus dans les différentes conditions 53

4.7.1 Présentation des résultats 53

4.7.2 Analyse des résultats 56

4.8 Conclusion partielle des essais de flottation 56

CHAPITRE V 58

CINETIQUE DE FLOTTATION DU CUIVRE ET DU COBALT 58

5.1 Introduction 58

5.2 Récupération du cuivre et du cobalt au cours du temps 58

5.3 Vitesses de récupération au cours du temps 64

5.4 Vitesses initiales de flottation 69

5.5 Indices de coefficient de vitesse 70

CONCLUSION GENERALE 73

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES 75

V

LISTE DES FIGURES

Figure 1- Classification des collecteurs (Wills et Napier-Munn, 2005) 8

Figure 2- Pourcentage poids, teneurs en cuivre et en cobalt dans les différentes tranches 30

Figure 3- Distribution granulométrique de l'échantillon composite étudié 30

Figure 4 - Schéma des essais de flottation 32

Figure 5 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs du pH 38
Figure 6 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs du pH 38
Figure 7 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du NaHS 42
Figure 8 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du NaHS 42
Figure 9 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du NaCN 46
Figure 10 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du NaCN 46
Figure 11 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du DTP 49
Figure 12 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du DTP 49
Figure 13 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du DTP à 100 g/t PAX 52
Figure 14 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à

différentes valeurs de la dose du DTP à 100 g/t PAX 52
Figure 15 - Courbes de comparaison de la flottation du cuivre en fonction des doses du PAX

et DTP 55
Figure 16 - Courbes de comparaison de la flottation du cuivre en fonction des doses du PAX

et DTP 55

Figure 17 - Récupération cumulée du cuivre au cours du temps avec le PAX 61

Figure 18 - Récupération cumulée du cuivre au cours du temps avec le DTP 61

vi

Figure 19 - Récupération cumulée du cuivre au cours du temps avec les essais d'association 62

Figure 20 - Récupération cumulée du cobalt au cours du temps avec le PAX 62

Figure 21 - Récupération cumulée du cobalt au cours du temps avec le DTP 63

Figure 22 - Récupération cumulée du cobalt au cours du temps avec les essais d'association 63

Figure 24 - Vitesses de récupération du cuivre au cours du temps avec le PAX 66

Figure 24 - Vitesses de récupération du cuivre au cours du temps avec le DTP 66

Figure 25 - Vitesses de récupération du cuivre au cours du temps avec les essais d'association

67

Figure 26 - Vitesses de récupération du cobalt au cours du temps avec le DTP 67

Figure 27 - Vitesses de récupération du cobalt au cours du temps avec le DTP 68

Figure 28 - Vitesses de récupération du cobalt au cours du temps dans les essais d'association

68
Figure 29 - Vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt en fonction des doses du

PAX 70
Figure 30- Vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt en fonction des doses du

DTP 71
Figure 31 - Vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt en fonction des doses du

DTP+PAX 71

vii

LISTE DES TABLEAUX

Tableau 1 - Proportions constitutives de l'échantillon du concentré étudié 25

Tableau 2 - Composition chimique de l`échantillon étudié 26

Tableau 3 - Composition Minéralogique de l'échantillon étudié 26

Tableau 4- Résultats des analyses granulométriques de l'échantillon étudié 29

Tableau 5 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence du pH 37

Tableau 6 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence du ratio NaHS/PAX 41

Tableau 7 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence de la dose du NaCN 45

Tableau 8 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence de la dose du DTP 48

Tableau 9 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence de la dose du DTP

à 100 g/t PAX 51
Tableau 10 - Synthèse des résultats métallurgiques de comparaison dans les différents

conditions 54

Tableau 11 - Récupérations de cuivre à partir des collecteurs (g) 59

Tableau 12 - Récupérations du cobalt à partir des collecteurs (g) 60

Tableau 13 - Vitesses de récupération de cuivre des collecteurs (g/min) 65

Tableau 14 - Vitesses de récupération de cobalt des collecteurs (g/min) 65

Tableau 15 - Vitesses initiales de récupération du cuivre 69

Tableau 16 - Vitesses initiales de récupération du cobalt ..69

Tableau 17 - Indices de coefficient de Vitesse 72

VIII

LISTE DES ABBREVIATIONS

CMSK : Compagnie Minière du Sud Katanga KTC : Concentrateur de Kamoto KVC : concentrateur de Kambove Répart : répartition

Rdt : rendement

GCM : Générale des Carrières et des Mines

G41: Sasfroth

DTP: Dithiophosphate (aero 3477 HIV Promoter)

EMT : Département d'Etudes Métallurgiques

PAX : Amyl Xanthate de Potassium

pH : Potentiel d'Hydrogène

NaCN : Cyanure de Sodium

NaHS : Sulfhydrate de sodium

ix

EPIGRAPHE

...Si tu peux conserver ton courage et ta tête Au moment même où tous les autres les perdront, Alors les Rois, les Dieux, la Chance et la Victoire Seront à tout jamais tes esclaves soumis... Et, ce qui vaut bien mieux que les Rois et la Gloire, Tu seras un Homme, mon Fils.

Rudyard Kipling

Personne d'autre ne peut écrire votre histoire, celui que vous êtes, ce que vous faites, commence tout de suite

Régis Chris Kasongo

X

DEDICACE

A mes très chers parents ; A mes frères et soeurs ; A mes amis ; A vous tous, Je dédie ce travail.

KASONGO CHRIS KATARI Régis

xi

EN MEMOIRE DE

Mon grand Père Ngeleka Mumba MASENGO Grégoire

Ma Mère Kalenga KADJE Scolastique

XII

REMERCIEMENTS

Tout le temps passé à la Faculté Polytechnique, Département de Métallurgie, et le temps passé au laboratoire d'études métallurgiques de la Gécamines ont abouti à la réalisation du travail présenté dans ce mémoire. Sans l'assistance technique, financière et morale de certaines personnes, ce travail ne pouvait être réalisé. Ne pas reconnaitre l'intervention de toutes ces personnes qui ont participé à ma formation académique et professionnelle serait de l'ingratitude.

Je tiens à exprimer au Pr Dr Ir Zeka Mujinga, Directeur de ce Mémoire, ma profonde gratitude d'avoir participé à la direction de ce travail, et cela malgré le temps qui a été accordé à sa réalisation, et l'Assistant Ingénieur Kakunde Ngoie d'avoir Co - dirigé ce travail.

Je remercie également de tout coeur l'Ingénieur Civil Kadianga N'SONA, Divisionnaire de la Minéralurgie au département d'étude Métallurgique de la Gécamines/ EMT, mon encadreur, sans lui ce travail ne pouvait être exposé au grand jour. Ses remarques, suggestions et contributions techniques m`ont été d'un grand apport.

Mes sincères remerciements à Monsieur John MUTOMBO et monsieur Jean Paul KANYEMWA, contremaitres de laboratoire de la minéralurgie, d'avoir consacré leur temps libre afin d'effectuer mes essais au laboratoire.

Mes remerciements s'adressent également à tout le corps enseignant; Professeurs, chefs des travaux, et assistants de la faculté polytechnique et en particulier ceux du département de métallurgie.

A mes très chers parents Mwandwe MALUPENGA Austin, KAMWASHA Marie, pour votre soutient et sacrifice que vous avez approuvé tout au long de ma formation Universitaire, à MUKINDA KAYABWE Marie Jeanne et KAWAMA MAKONGA Donatienne, également pour votre assistance ; recevez le fruit des multiples efforts consentis ;

A toute ma famille, frères, soeurs, oncles, et tantes pour votre présence dans les moments difficiles, votre amour, soutien et réconfort ;

A mes compagnons de lutte et amis de promotion avec lesquels nous avons passés sept dures années au sein de la Faculté Polytechnique : MULUMBA WA MULUMBA Rodrigue TSHIKUNA LUBOYA Chadrack, MUTAMBA KAMANGWE Bishow, TSHANJA SHETINGO Fabrice, KUNDA KATUNANSA Médard, KABOBA KASEKE Francis,

XIII

KALONDA KALENGA Carlos, TSHILONDA BUKASA Trésor et NSENGA YUMBA Papy.

À mes amis : MUTEBA KAZADI Patrick, KAPYA SEYA John, TADI KINYATA Jean Claude.

A mon cousin Jean Luc Mpanga KYENGE

1

INTRODUCTION

Au Katanga, le cobalt accompagne généralement le cuivre dans les minerais cuprocobaltifères. Il se trouve souvent en faible proportion que le cuivre. Selon les caractéristiques électrochimiques, le cobalt est produit après l'extraction du cuivre.

Du point de vue rentabilité économique, le cobalt coûte très cher que le cuivre. De plus, les cours du cobalt sont fixes alors que ceux du cuivre sont particulièrement sensibles à la conjoncture économique et peut subir des brutales variations. Les variations des cours du cuivre, surtout leur diminution, affectent considérablement l'économie du Katanga, laquelle est basée sur les mines. La dernière en date, est la fermeture de l'entreprise Kamoto Copper Company pour dix huit mois. Il apparait très avantageux de mettre au point un procédé de séparation du cuivre et du cobalt à partir du minerai (Concentré) afin de les traiter indépendamment.

La séparation du cuivre et du cobalt offre l'opportunité aux industriels de rentabiliser leur production en fonction des cours des métaux. En effet, cette option offre la possibilité de traiter le cobalt indépendamment du cuivre, et ce dernier pourra être mis en stock en attendant le rehaussement de ses cours et de ne produire que le cobalt. C'est dans cette optique que ce travail a été initié.

Ce travail porte sur un concentré mixte sulfure - oxyde. Ici, nous étudieront les conditions optimales d'utilisation des réactifs envisagés afin d'en dégager l'impact sur la possibilité d'une séparation du cuivre et du cobalt contenus dans le concentré collectif étudié. Les réactifs testés sont le PAX, le NaHS, le dithiophosphate et le Cyanure de sodium, comme déprimant du cobalt.

Il s'agit de réaliser des essais de flottation à l'aide d'une part du xanthate PAX comme collecteur après ajustement du pH et sulfuration de la partie oxyde avec le NaHS et à l'aide du dithiophosphate, également comme collecteur, et de comparer les résultats du point de vue cinétique et sélectivité.

L'objectif a été d'étudier la possibilité d'une éventuelle séparation du cuivre et du cobalt contenus dans un concentré collectif. Ce travail est subdivisé en deux grandes parties outre l'introduction et la conclusion à savoir :

2

La partie bibliographique comprenant les parties suivantes :

? L'aperçu sur les notions de concentration des minerais par flottation à la mousse ; ? La flottation des minerais Cuprocobaltifères ;

La partie expérimentale qui comprend les chapitres ci-dessous :

? Matériels et procédure expérimentale ;

? L'interprétation des résultats des essais de flottation ; ? Cinétique de flottation du cuivre et du cobalt.

3

CHAPITRE I

CONSIDERATIONS BIBLIOGRAPHIQUES SUR LA FLOTTATION A LA MOUSSE

1.1 Introduction

Le procédé de flottation est très ancien puisqu'il a été appliqué dans l'industrie minière depuis le XIX^ème siècle : l'huile est utilisée comme collecteur pour séparer certains minéraux (ex. sulfite) de la gangue. Au début du XX^ème siècle, la flottation a été utilisée dans le traitement des eaux pour récupérer des corps de densité inférieure à celle de l'eau (ex. huile, fibres de papier). A partir des années 1960, la flottation a été employée comme un procédé alternatif à la sédimentation dans le traitement d'eaux potables et d'eaux usées pour traiter des eaux peu turbides, colorées et concentrées en algues ou acides fulviques. Actuellement, la flottation est également utilisée de manière intensive pour l'épaississement des boues (Huang, 2009).

Cette technique polyvalente permet le traitement de plusieurs minerais complexes (plomb-zinc, cuivre-zinc, ...), de sulfures (cuivre, plomb, zinc, ...), d'oxydes (hématite, cassitérite, ...), de minéraux oxydés (malachite, cérusite, ...) et même de minerais non-métalliques (fluorite, phosphates, charbon, ...). Grâce à la flottation, il est possible de concentrer de façon économique des minerais pauvres dont le traitement ne serait pas rentable en utilisant les techniques de concentration gravimétrique (Gosselin et al, 2005).

1.2 Définition et principe de la flottation à la mousse

Dans la séparation des minéraux la flottation à la mousse peut être définie comme un procédé physico - chimique qui est utilisé pour séparer deux ou plusieurs minéraux. Elle consiste à créer des agrégats stables entre les bulles d'air et le ou les solides choisis dans une pulpe composée des solides fins et de l'eau ; ces agrégats sont recueillis dans une mousse à la surface. Généralement les solides choisis adhérent aux bulles d'air grâce à l'intervention des réactifs chimiques spécifiques.

Le principe de la flottation des minerais est le suivant : les particules solides sont mises en suspension par agitation dans de l'eau après qu'un broyage en humide, plus ou moins poussé, ait libéré de la gangue l'espèce minérale valorisable. Ce mélange solide-eau (ou pulpe) est

4

conditionné avec un réactif chimique appelé collecteur, dont le rôle est de rendre hydrophobe la surface du minéral à flotter, afin de lui conférer une affinité plus grande pour la phase gazeuse que pour la phase liquide (Blazy et JDID, 2000).

On obtient une action sélective du collecteur en faisant appel à des modificateurs, les déprimants et les activants, qui modifient son affinité pour certaines surfaces minérales. Il s'agit alors du procédé de flottation différentielle, permettant par exemple la séparation des sulfures, des oxydes, des silicates, des sels (Blazy et JDID, 2000).

La pulpe ainsi conditionnée est introduite dans des réacteurs munis d'agitateurs aérés (cellules de flottation) ou d'injecteurs d'air (colonne de flottation) générant des bulles d'air et les dispersant. Les particules rendues hydrophobes se fixent à la surface des bulles qui constituent un vecteur de transport grâce à leur mouvement ascensionnel vers la surface libre de la pulpe. On obtient ainsi une mousse surnageante chargée en solides, appelée écume. La taille des bulles (et en cela l'aire interfaciale liquide-air) et la durée de vie de la mousse sont modulées par l'addition d'un moussant. Le liquide entraîné est drainé par gravité à l'intérieur même de la mousse, laquelle est recueillie par débordement (Blazy et JDID, 2000).

Pour employer ce procédé de concentration, il faut réunir trois conditions essentielles, dont l'ordre d'application n'est pas prédéterminé (Ek et Masson, 1973) :

? obtention de bulles d'air stable pouvant former une mousse ;

? adhésion des minéraux à flotter aux bulles d'air ;

? non-adhésion aux bulles des particules que l'on ne veut pas flotter et mouillage de ces particules par l'eau.

Il apparait donc immédiatement que :

? la flottation est un phénomène de surface ;

? les interfaces entre les trois phases, gazeuse-liquide-solide, jouent un rôle primordial. En pratique, ces trois phases sont presque toujours l'air, l'eau et un minéral solide (Ek et Masson, 1973).

5

1.3 Types de procédés de la flottation à la mousse

Il existe deux procédures de flottation, à savoir (Ek et Masson, 1973) : la flottation simple et la flottation différentielle

1.3.1 La flottation simple

Dans cette procédure, on obtient un concentré de faible poids et de teneur élevée en minéraux à valoriser qui sera d'utilité pour la suite des opérations métallurgiques, chimiques ou pour l'usage. A côté de celui-ci, un rejet généralement plus abondant dans lequel la teneur la plus faible en minéraux utiles est souhaitée et ce rejet sera entreposé.

1.3.2 La flottation différentielle

Aussi appelée flottation chimique, la flottation différentielle est appliquée sur des minerais complexes contenant plusieurs espèces minérales d'intérêt métallurgique qui ne doivent pas être recueillies dans un concentré global pour faciliter les opérations ultérieures.

La flottation différentielle des minerais oxydés est beaucoup plus malaisée que celle des minerais sulfurés, car les modifications de collection sont moins sélectives (Ek et Masson, 1973).

Dans la littérature, on ne parle presque pas de la flottation différentielle des oxydes. Le cas le plus rencontré est celui des minerais sulfurés.

Néanmoins, nous pouvons citer les exemples d'applications suivants :

a) Les minerais de Cu - Co pour lesquels, lorsque les collecteurs sont des acides gras, le silicate sodique déprime successivement la gangue non dolomitique, les minéraux oxydés de cobalt et la malachite. Dès lors, par addition étagée du silicate et du collecteur, on peut flotter en tête un concentré de cuivre (constituant le plus abondant) peu cobaltifère, puis un concentré cuprocobaltifère contenant le reste du cuivre et le cobalt (Ek et Masson, 1973) ;

b) Les minerais de cuivre et de cobalt sont traités par flottation sélective dans l'ordre des minéraux de cuivre et de cobalt, ou par une flottation globale, suivie d'une séparation des minéraux de cuivre et de cobalt. En général, la méthode de traitement préférée est la flottation sélective pour une récupération optimale du cuivre et du cobalt dans leurs concentrés respectifs. La chaux est souvent ajoutée dans le procédé afin de maintenir le pH de 10 à 11 dans le circuit du cuivre, et la pulpe est conditionnée pendant 10 à 15

? la plus part des minéraux, quand ils ne sont pas contaminés en surface, adhèrent à l'eau, pas à l'air, ils sont hydrophiles et aérophobes ;

6

minutes avec ajout d'une petite quantité du cyanure de sodium à 25 g/t. Des grandes quantités du cyanure tendent à déprimer les minéraux de cuivre. Les moussants du type alcool, tel que l'aerofroth 70, et un collecteur du type dithiophosphate, avec l'aerofloat 208 ou 238 et l'Aero 3501 promoter est préféré, et sont ensuite ajoutés pour la flottation sélective des sulfures de cuivre. Après la flottation du cuivre, la pulpe est conditionnée pendant 15 minutes avec de l'acide sulfurique pour atteindre le pH de 8-9, avec des petites quantités de sulphate de cuivre, de l'isopropyl xanthate et un moussant adapté sont ajoutés pour flotter le cobalt (Davorin, 1986).

Dans la flottation globale des minéraux de cuivre - cobalt, l'isopropyl xanthate et un collecteur du type dithiophosphate sont recommandés comme collecteurs, tout en opérant à un pH naturel. Après lavage, le concentré global produit est alimenté dans le circuit de séparation dans lequel la pulpe est conditionnée avec de la chaux, et une petite quantité du cyanure de sodium est recommandée pour déprimer le cobalt. Les minéraux sulfurés de cuivre sont ensuite sélectivement flottés (Davorin, 1986).

c) Les principaux minéraux de sulfure de cuivre ordinaires peuvent contenir différents niveaux de sulfures de fer de types variés, qui comprennent généralement la pyrite (FeS2) ( www.danafloat.com).

Le cuivre libéré de la chalcopyrite activera la pyrite, ce qui augmente la difficulté de séparation de la chalcopyrite et de la pyrite. Les procédés de séparation des sulfures de cuivre peuvent être : les valeurs élavées de pH, le procédé avec des inhibiteurs organiques, le procédé de contrôle électrochimique, et le procédé avec le cyanure. Certaines recherches ont trouvées une méthode de séparation de la chalcopyrite et de la pyrite. Dans leur recherche, le BKY-1 était utilisé comme dispersant dans une large gamme de pH, et le xanthate peut être utilisé comme collecteur pour flotter sélectivement la chalcopyrite (Hong Zhong et al, 2014).

1.4 Réactifs de flottation

Pour réaliser les trois conditions essentielles de la flottation, il faut faire intervenir les réactifs chimiques spécifiques dont le choix est orienté par les constatations suivantes (Ek et Masson, 1973):

7

? la parrafine et d'autres substances hydrocarbonés adhèrent à l'air et pas à l'eau : elles sont hydrophobes et aérophiles ;

? des nombreux minéraux peuvent être rendus adhérents à l'air et pas à l'eau quand on ajoute à la pulpe les réactifs chimiques bien choisis ;

? suivant les réactifs choisis, on peut souvent rendre les minéraux adhérents soit à l'air, soit à l'eau.

1.4.1 Le collecteur

Pour pouvoir agir comme collecteur, un réactif chimique doit comporter un groupe hydrocarboné qui possède la plus grande hydrophobicité et étant parfaitement non polaire, il n'a aucune tendance à se dissoudre dans l'eau et un groupe d'accrochage qui doit posséder pour un minéral utile une affinité marquée et ce groupe a toujours tendance à se dissoudre dans l'eau (Ek et Masson, 1973):

a) Types de collecteurs

La classification des collecteurs est donnée à la figure 1.On classe les collecteurs en deux catégories : Les collecteurs polaires et les collecteurs non polaires. Les collecteurs polaires sont très utilisés en flottation, nous nous y intéresserons plus particulièrement. Les collecteurs polaires peuvent également être classés selon leur caractère ionique ou non ionique. Les collecteurs polaires non ioniques sont souvent très peu solubles dans l'eau, et sont, par conséquent très peu utilisés contrairement aux collecteurs ioniques qui possèdent un très grand domaine d'application en flottation (François, 2001).

Les collecteurs polaires ioniques sont des molécules très complexes ayant une structure hétéropolaire, C'est-à-dire une structure qui inclut une portion polaire et une autre non polaire. C'est en fait la partie polaire qui est adsorbée par réactions chimiques (adsorption chimique) avec les ions à la surface du matériel ou par attraction électrostatique adsorption physique) sur la surface du minéral. La partie organique non polaire est disponible et augmente ainsi le caractère hydrophobe du minéral (Wills et Napier-Munn, 2005).

Un collecteur ionique peut être de type cationique ou anionique, ce dernier tant le plus souvent utilisé en raison de sa sélectivité beaucoup plus intéressante (François, 2001).

8

Figure 1-Classification des collecteurs (Wills et Napier-Munn, 2005)

b) Les xanthates

Les xanthates ou alkyldithiocarbonates, c'est-à-dire des sels sodiques ou potassiques de

l'acide dithiocarbonique de formule chimique (Ek et Masson, 1973) :

S

R O C

S Me

Où R est le radical hydrocarboné contenant 2 à 6 atomes de carbones et Me le méta (Na ou K).

Le plus souvent, le xanthate se présente sous forme d'une poudre fine et très hygroscopique. Sa couleur varie entre le jaune brillant et l'orange foncé.

Le xanthate est très soluble dans l'eau et forme une solution alcaline. La solubilité dépend de la longueur de la chaine hydrocarbonée. Plus longue est la chaine, moins est soluble le xanthate.

Le type de xanthate utilisé lors de nos essais au laboratoire est l'amyl xanthate de potassium. Ses caractéristiques sont les suivantes ( www.flottec.com ; www.alibaba.com) :

- Amyl Xanthate de Potassium (PAX)

? description : collecteur dont la base est un pentacarbone alkyl isoamyl

d'alcool sous forme d'un sel de potassium ;

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· formule chimique : C5H12OCS2K ;

· poids moléculaire : 203,4 ;

· apparence : poudre ou petite bille ;

· couleur : jaune ou blanche grisâtre ;

· densité : 0,94g/ml ;

· degré de pureté : produit de haut pourcentage à 90% de substance de xanthate et 10% d'eau ;

· solubilité : facilement soluble dans l'eau 35g/100g à 20°C ;

· gardé dans un stock froid, sec et bien ventilé, loin des sources de feu ;

· emballage : futs en tôle tendue, 160 litres ;

· application : collecteur puissant très utilisé pour la flottation des minerais sulfurés, surtout pour la concentration du cuivre, du nickel et de l'or associé à la pyrite.

c) Les dithiophosphates

Les dithiophosphates (aryl- et alkyl- dithiophosphate) ou aerofloats sont des composés chimiques de formule (Ek et Masson, 1973) :

R O S

P

R O S

R étant un radical alkyl (2 à 5 atomes de carbone) ou un radical aryl (presque toujours crésyl ou xylyl).

Ils sont généralement utilisés dans la flottation des minerais sulfurés ou des minerais oxydés ayant subi une sulfuration. L'avantage des dithiophosphates est leur application dans la plage des pH acide. Leur stabilité est plus grande, particulièrement dans la zone de pH allant de 4 à 12. Dans la flottation des métaux nobles des composés de courtes chaines sont préféré. Outre l'application en flottation, les dithiophosphates aliphatique sont utilisés dans la précipitation du cadmium d'une chaude solution d'acide phosphorique concentré. Les dithiophosphates aromatiques sont utilisé préférentiellement pour la flottation des minéraux de plomb, contenant souvent l'argent ( www.alibaba.com).

Le type de dithiophosphate utilisé lors de nos essais au laboratoire est l'Aero 3477 HIV

Promoter. Ses caractéristiques sont les suivantes : ( www.chemblink.com;
www.aotongchem.com) :

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- Aero 3477 HIV Promoter

· description : Ce collecteur est une solution aqueuse de dibutyl

dithiophosphate de sodium avec une pureté de 49 à 53 %, de couleur jaune. Il est efficace dans la plage de pH comprise entre 10 et 13, plutôt stable chimiquement, pas d'odeur piquante ;

· nom chimique : Sodium O, O-diisobutyl dithiophosphate ;

· formule moléculaire : C8H18NaO2PS2 ;

· synonyme : Acide Phosphorodithioique, O, O-bis (2-methylpropyl) ester, sel de sodium ;

· forme : liquide ;

· structure moléculaire :

· poids moléculaire : 264,3209 ;

· température d'ébullition : 292.8°C à 760 mmHg ;

· point d'éclair : 130.9°C ;

· pression de vapeur : 0,00314mmHg à 25°C ;

· stockage : Gardé dans un lieu sec et bien ventilé, loin du feu et de la lumière du soleil ; stocker dans le "plastic drum" ;

· emballage : "plastics drums" de 200 kg ou dans des sacs de 25 à 50 kg ;

· application : C'est un collecteur efficace pour le minerai d'or et d'argent, pour les minerais sulfurés de cuivre et de zinc. Il affiche un faible pouvoir collecteur pour la pyrite en milieu alcalin. Ce réactif possède une pette propriété moussante.

1.4.2 Les modifiants

Cette classe de réactifs regroupe tous les produits chimiques dont la principale fonction n'est ni de collecter, ni d'écumer. Ils sont utilisés afin de rendre sélective l'action du ou des collecteurs employés lors de la flottation. L'usage principal de ces agents modifiants est dans

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la flottation différentielle d'un minerai mélangé, c'est-à-dire pour la concentration consécutive de deux ou plusieurs minéraux utiles dans un même minerai. Ceux-ci peuvent être divisés en outre en 4 types : les Activants, les déprimants, les dispersants, et les régulateurs de pH.

a) Activants

Les activants modifient la nature chimique de la substance minérale de façon qu'elle puisse devenir hydrophobe après traitement avec le collecteur. Ils sont normalement des sels solubles (ionisables).on peut citer : CuSO4, Na2S ou NaHS, PbNO3 (Kalenga, 2012).

b) Déprimants

La dépression est utilisée pour augmenter la sélectivité de la flottation en rendant certains minéraux hydrophiles en empêchant leur flottation (Ek et Masson, 1973).

On peut aussi déprimer sélectivement certains minéraux en utilisant des produits chimiques (solubles, ionisables).on peut citer : le silicate de soude, les phosphates et polyphosphates, colloïdes organiques (amidon) (Kalenga, 2012).

Le déprimant utilisé dans cette étude est le cyanure de sodium.

c) Dispersants

La pulpe utilisée pour la flottation doit être exempte de toute agglomération. Etant donné que la flottation est un phénomène de surface, les particules doivent être entièrement isolées. C'est ainsi que lorsqu'il s'avère utile, la première étape d'une flottation sera la dispersion des particules grâce à un agent dispersant (Havre, 1962).

d) Régulateurs de pH

Le pH influence la charge de surface des minéraux se trouvant en milieu aqueux. Il a également une influence sur la dissociation des réactifs de flottation et sur la répartition de leurs espèces ioniques et moléculaires dans la pulpe. Le rôle des régulateurs de pH est donc de ramener et/ou de fixer le pH de la solution aqueuse à une valeur permettant d'assurer une bonne collection des minéraux (Wills et Napier-Munn, 2005).

Le régulateur de pH le plus commun est l'ion hydroxyl (OH^-). Sa concentration est variée en ajustant la basicité de la pulpe avec chaux vive (CaO), parfois le carbonate de sodium (Rickard, 1921).

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1.4.3 Agents moussants

Les agents moussants sont des réactifs organiques très solubles dans l'eau qui sont adsorbées à l'interface air-eau. Leur solubilité dans l'eau provient du fait qu'ils sont hétéropolaires ; la partie polaire leur permet d'être solubilisés. Les moussants sont responsables de la stabilité de la mousse et par le fait même de l'attachement des particules aux bulles d'air. Idéalement, les agents moussants agissent dans la phase liquide et non à la surface des particules. L'interaction du moussant avec le collecteur doit être évitée, le moussant diminuant la sélectivité de ce dernier. Mais la réalité est tout à fait différente. En fait, on observe régulièrement les interactions entre le moussant, le minéral et les autres réactifs. En plus de maintenir une certaine stabilité de la mousse, les moussants ont pour fonction d'améliorer la dispersion des bulles dans la pulpe (Gosselin et al, 1977 ; François, 2001).

Il existe une large gamme de moussants synthétiques, principalement constitués d'alcools de poids moléculaires élevés. Ces produits synthétiques sont souvent privilégiés en raison de leur stabilité importante, contrairement aux produits naturels disponibles comme l'huile de pin. D'autres produits comme les éthers polyglycols sont fréquemment utilisés. Les alcools permettent généralement de drainer plus facilement les particules de la gangue entrainées accidentellement, donc d'obtenir une meilleur teneur du concentré, surtout si l'alimentation contient beaucoup de schlamms. Le moussant stabilise les agrégats bulles-particules (Evrard et Van Liedre., 2006 ; François, 2001).

1.5 Cinétique de flottation

L'étude cinétique de la flottation comporte l'examen de tous les facteurs qui influencent la vitesse de production du concentré. Cette vitesse peut être définie de plusieurs manières, mais dans les opérations effectuées sur les minerais réels, elle est plus souvent mesurée par l'augmentation du rendement de récupérations avec le temps (Ek et Masson, 1973 ; Kalenga, 2012).

Il est couramment accepté que le processus de flottation puisse être représenté, d'une façon assez simpliste, par une réaction chimique entre une bulle d'air et une particule minérale, réaction qui a une stoechiométrie et une cinétique. On accepte aussi que la cinétique de cette réaction soit de premier ordre par rapport à la concentration des particules flottables (Ek et Masson, 1973).

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Etsi de nombreux paramètres sont maintenus constants (nature du minerai, densité de la pulpe, pH, mise de réactifs, aération,...), on peut admettre que la quantité de minerai passant dans la mousse ou, à l'inverse, la diminution de concentration du minerai dans la pulpe est fonction directe de la concentration. La formule s'écrit sous la forme différentielle, comme suit (Ek et Masson, 1973) :

~~ = k × C^~ (1.1)

~~

Où C représente la concentration des particules flottables dans la cuve à l'instant t, n est l'ordre de la réaction et k est la constante cinétique de flottation.

Certains chercheurs ont proposé l'équation :

dC= k × (C - C_oe) (1.2)

dt

Où C_oeest la concentration résiduelle en minéral utile flottable après une flottation prolongée ; c'est la proportion de ce minéral supposée non flottable dans les conditions opératoires.

- Cinétique de flottation d'après le modèle de Klimpel

L'équation de Klimpel est un modèle mathématique appliqué en flottation discontinue de laboratoire.

Le modèle cinétique de flottation en batch choisi est de la forme :

r = R [1 - iex(Kt)

Kt ] (1.3)

Où r est la récupération cumulée du minéral valorisable (ou gangue) au temps de flottation t, R, la récupération à l'équilibre au temps t et K, la constante de vitesse de premier ordre de la récupération massique.

La résolution mathématique de cette équation de Klimpel à deux inconnues est faite en fonction de K qui varie en pratique entre 0,1 et 10. En effet, en prenant en considération deux rendements de flottation r1 au temps t1 et r2 rendement cumulé au temps t2, l'équation se ramène ainsi à la fonction :

1 r2	r2Kt2(1-e-Kt2)- ^1 1 ri + 1 riKti(1-e^-Kt1) = 0 =f (K) (1.4)

Le rendement de récupération est le rapport en pourcentage de la masse du métal utile récupéré dans le concentré, par la masse totale de ce même métal qui était contenu dans le

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La linéarisation de cette équation permet de déterminer K et de dégager ainsi à partir de l'équation de base (2.3) le paramètre R de récupération limite.

Il est donc possible dans les diverses études de réactifs de flottation, de comparer statistiquement plusieurs essais de laboratoire suivant leurs profiles temps - récupération.

1.6 Paramètres de flottation

La réalisation pratique de la flottation révèle qu'il existe un grand nombre de paramètres qui interviennent dans le processus de réalisation de la flottation. Les paramètres retenues sont les suivants : la granulométrie, la nature et la dose des réactifs, le circuit de traitement adopté, le pH ainsi que la durée des opérations, qui ont permis de comprendre les phénomènes complexes intervenant lors d'une flottation.

Ces paramètres sont (Blazy, 1970) :

· les paramètres physico-chimiques (nature du minerai, dose des réactifs ;

· les paramètres liés à l'appareillage (type de machine, le degré et le type d'aération et d'agitation, l'écoulement de l'air) ;

· les paramétrés liés à la préparation de la pulpe (la granulométrie, la nature du minerai, le potentiel d'hydrogène, la densité de la pulpe, le temps de conditionnement, la température).

1.7 Critères d'évaluation des résultats de flottation

Les principaux critères d'évaluation de la performance d'une flottation (Ek et Masson, 1973) :

· le rendement de récupération du métal utile ;

· le rendement pondéral du concentré ;

· le taux de concentration de métal utile ;

· le taux d'épuisement.

a) Le Rendement de récupération

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minerai avant concentration. Le rendement de récupération doit être le plus élevé possible. Il est donné par la formule suivante :

? =

C.c A.a

× 100 ou ? = c(a--r) a(c--r)

× 100 (1.5)

Avec :

a : teneur du métal dans le minerai avant concentration ;

A : masse du minerai à flotter ;

c : teneur du métal dans le concentré ;

C : masse du concentré ;

r : teneur du métal dans le rejet ;

b) Le Rendement pondérale de concentration

Le rendement pondéral de concentration est le rapport en pourcentage de la masse du concentré sur la masse du minerai alimenté à la flottation. Pour une bonne opération de flottation, le rendement pondéral de concentration doit être le plus bas possible. Ce rendement est donné par la relation suivante :

ð = A× 100 ou ð = c--r × 100 (1.6)

Avec :

ð : Le rendement pondéral de concentration ; C : masse du concentré ;

A : masse du minerai à flotter

c) Le Taux de concentration

Le taux de concentration est le rapport de la teneur de l'élément utile dans le concentré sur la teneur de cet élément dans l'alimentation. La flottation est d'autant meilleure lorsqu'au bout du compte, on obtient un concentré dont le taux de concentration de l'élément utile est plus élevé. Le taux de concentration est donné par l'expression :

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ô = C (1.7)

a

Avec :

ô : le rendement pondéral de concentration ;

c : teneur du métal dans le concentré ;

a : teneur du métal dans le minerai avant concentration.

1.8 Compromis entre le rendement de récupération et la teneur en minéral utile dans le concentré

Lors de la concentration, l'objectif poursuivi est de pouvoir récupérer tout le minéral utile dans un concentré qui aurait la plus faible masse possible. Dans ce cas, la teneur du minéral dans ce concentré serait élevée ; cependant, en pratique cela n'est pas toujours le cas, les opérations de flottation n'étant pas sélectives jusqu'à ce point. Pour pallier à cette limitation, on serait alors tenté de chercher à prolonger la flottation de façon à avoir une grande masse de concentré contenant presque tout le métal utile, mais de faible teneur. Cela se faisant lorsqu'on vise à avoir un grand rendement de récupération (Gill, 1991).

Une meilleure opération de flottation est celle qui se conclut par un concentré de forte teneur en élément utile, et dont le rendement de récupération est élevé (Bouchard, 2006).

Comme ces deux concepts sont en opposition, Il convient donc de se donner un compromis entre la teneur en élément utile que l'on désire avoir dans le concentré, et le rendement de récupération permettant d'avoir un tel concentré (Kelly et Spottiswood, 1982).

Conclusion du premier chapitre

Cette partie a été consacrée en une revue bibliographique de la technique de concentration par flottation appliquée aux minerais oxydés et sulfurés, tout en abordant les différents réactifs intervenant dans le processus de flottation à la mousse.

La littérature n'a pas fournie une littérature approfondie de la flottation différentielle appliquée aux minerais oxydés qui se prêtent mal à cette technique de concentration, à cause des modifications de collection qui sont moins sélectives, le seul cas abordé était celui de la

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flottation différentielle à l'aide des acides gras. Cependant, la flottation différentielle s'adapte facilement aux minerais sulfurés. Les différents exemples d'application fournis dans ce chapitre ont permis de comprendre les différentes démarches de séparation des différents minéraux sulfurés présents dans un même minerai et/ou un même concentré sur base d'un choix judicieux des réactifs chimiques pouvant permettre la dépression, l'activation, et la collection d'un minéral sulfuré particulier.

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CHAPITRE II

FLOTTATION DES MINERAIS OXYDES CUPROCOBALTIFERES

2.1 Flottation des minerais oxydés et sulfurés

Les minerais cuprocobaltifères contiennent le cuivre et le cobalt sous forme des minéraux sulfurés et/ou des minéraux oxydés.

Les minerais sulfurés en général, par leur nature offrent une certaine facilité d'enrichissement par flottation, par contre les minerais oxydés posent problème lors de la flottation.

Les minerais oxydés flottent difficilement pour les raisons suivantes :

? les minerais oxydés sont plus hydrophiles à cause des liaisons ioniques ou atomiques non saturées prédominantes, qui réagissent avec les molécules polaires de l'eau ;

? les minéraux de la gangue ont une structure semblable à celle des minéraux valorisables et par conséquent le mode d'action des réactifs est moins sélectif ;

? ces minerais ont une tendance accrue à la production des fines lors de la fragmentation, ce qui diminuerait les performances métallurgiques lors de leur concentration.

Les minerais mixtes sulfures - oxydes avec une proportion importante en minéraux sulfurés, subissent un traitement en deux stades que l'on appelle flottation différentielle ou mieux séquentielle. On flotte en premier lieu les minéraux sulfurés à l'aide des réactifs appropriés en ajustant préalablement le pH de la pulpe entre le pH naturel et le pH critique ; ce qui en améliore la flottabilité selon le type de minéralisation principale du minerai mixte traité. On flotte ensuite, de manière générale, les oxydes par sulfuration superficielle. Ainsi, on obtient successivement un concentré sulfuré et un concentré oxydé.

La concentration des minerais oxydés de cuivre se fait principalement par les deux méthodes ci-après (Kanda, 2012):

? flottation à l'aide des xanthates après sulfuration superficielle ;

? flottation à l'aide des acides gras ;

Puisque les constances de dissociations des équations (2.3) et (2.4) sont très faibles respectivement 9.10^-15et 1,2.10^-15et que celle de l'équation (2.2) est très élevée, la

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Le choix entre l'un des procédés est décidé par la prise en compte de la caractérisation minéralogique du minerai, des coûts des réactifs, des objectifs fixés par le concentrateur (teneur et rendement désiré).

2.2 Flottation à l'aide des xanthates après sulfuration superficielle

Les minerais oxydés de cuivre - cobalt ne sont pas facilement récupérables à l'aide des collecteurs des sulfures tels les xanthates. Pour les permettre de flotter, il est d'usage industriel de les sulfurer superficiellement afin de les flotter comme des minéraux sulfurés. La sulfuration a pour objectif la formation d'une couche de sulfure à la surface des grains des minéraux oxydés de Cu-Co, afin de les flotter par des collecteurs usuels des sulfures tel les xanthates (Kanda, 2012).

En effet, il est admis que les minéraux oxydés des métaux de base comme la smithsonite, la cérusite, la cuprite, la ténorite et l'azurite ne se prêtent pas à la flottation avec les collecteurs traditionnels des sulfures à cause de leur grande hydrophilie. L'hydratation des minéraux oxydés libère des ions métalliques polyvalents dans l'eau de la pulpe conduisant à une consommation exagérée des réactifs de flottation. La malachite et l'hétérogénite, contenus dans les minerais oxydés cuprocobaltifères, sont également des minéraux hydrophiles. Leur sulfuration avec le sulfure de sodium (Na2S), le sulfhydrate de sodium (NaHS) ou le sulfure d'ammonium [(NH4)2S] permet de les rendre aptes à la collection avec les collecteurs de type sulfhydrile (Shengo, 2013).

2.2.1 Mécanisme de sulfuration

Le rôle de l'agent sulfurant est de former une pellicule sulfure à la surface des grains d'oxydes valorisables pour permettre la fixation d'un collecteur sulfhydrique approprié. (Bouchard, 2006)

La formation de cette couche se fait à l'aide du NaHS selon les réactions suivantes :

NaSH+H2O ? NaOH+H2S		(2.1)	NaOH ? Na^+ + OH^-
(2.2)		H2S ? H^+ + HS^-
(2.3)		HS^- ? H^+ + S^2-
(2.4)

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concentration des ions (OH)^- augmente plus rapidement que celle des ions H⁺ et la pulpe devient très alcaline. L'hydrolyse et la dissociation de NaHS libèrent les ions OH^-, HS^- et S2-dans la solution. Ceux-ci peuvent réagir avec les sites des minéraux en modifiant leurs surfaces.

Les réactions suivantes vont donc avoir lieu avec le site de cuivre lors de la sulfuration par les ions sulfures présent dans la pulpe en fonction de la dissociation des ions hydrogénosulfures.

Cu²⁺ + S^2- ? CuS (2.5)

La présence de l'oxygène de l'air dans la pulpe provoque préférentiellement l'oxydation des ions HS^- et S^2- ainsi que celle du film de surface qui est formé à la surface des minerais oxydés. Les réactions possibles avec l'oxygène de l'air sont les suivantes : (Blazy, 1970)

2NaHS + 2O2 ? Na2 SO4+H2S		(2.6)	CuS + 2O2 ? CuSO4
(2.7)		CuSO4 + H2S ? CuS + H2SO4
(2.8)		2NaHS + 4O2 ? Na2SO4 + H2SO4
(2.9)

2.2.2 Mécanisme de collection des minerais oxydés par les xanthates

Il y a deux mécanismes possibles par lesquels les collecteurs parviennent à rendre hydrophobes les grains collectés : l'adsorption physique et la chemisorption (Barry, 2006).

a) L'adsorption physique

La fixation physique d'un collecteur sur la surface d'un minéral résulte de l'attraction électrostatique entre l'ion effectif de ce collecteur avec la surface chargée de minéral. Les xanthates étant des collecteurs anioniques, leur adsorption physique stipule que la charge de minéral valorisable soit positive. Ainsi, le mécanisme de collection est le suivant (Ek et Masson, 1973) :

? attraction électrostatique entre l'ion xanthique et la surface positive du collecteur, suivie de l'adsorption ;

? à des températures élevées, on assiste à un accroissement plus marqué de la densité d'adsorption, puisqu' à ce moment les forces engendrées par les liaisons hydrogènes entre les chaines hydrocarbonées s'ajoutent aux forces d'attraction électrostatique ;

? lorsque la charge de surface est neutralisée il n'y a presque plus d'attraction électrostatique. La seule force qui est enjeu en ce moment est celle d'attraction causée

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par les liaisons hydrogènes. A des concentrations encore plus élevées du collecteur, on pourrait prévoir une stabilisation de l'adsorption, car la surface adsorbant de plus en plus du collecteur anionique, deviendrait éventuellement de signe négatif repoussant par la suite le collecteur.

b) La chemisorption

La chemisorption de collecteur explique qu'au cours du processus d'adsorption du collecteur qu'il y ait au moins une étape reposant sur un mécanisme chimique. Le processus de chemisorption du collecteur comprend les étapes suivantes (Ek et Masson, 1973) :

? Dissolution partielle de minéral, ce qui donne un élément métallique dissocié en solution aqueuse :

Mn+ _(surf)= Mn+ (aq) (2.10)

? Hydrolyse de métal dissocié pour donner un ion complexe de type hydroxylé :

(2.11)

Mn+ (aq) + H2O (MOH) n-1 aq+H+

? Chemisorption de complexe hydroxylé par la surface du minéral et annulation partielle de la charge de surface ;

? Adsorption physique du collecteur avec partage de l'atome d'hydrogène du complexe hydroxylé entre ce dernier et l'ion du collecteur.

2.3 Flottation aux acides gras

Dans le procédé de flottation aux acides gras tel que réalisé au Katanga, l'acide gras est utilisé sous forme d'une mixture additionnée à une pulpe de minerai broyé, et préalablement conditionnée. Les travaux antérieurs indiquent que les collecteurs souvent utilisés sont des mélanges d'acides gras non-saturés dont le rôle serait plutôt moussant, et des acides gras saturés, dont le rôle est collecteur. A ce jour, la mixture est d'une composition variable selon les fabricants. Elle est généralement à base d'huile de palme hydrolysée et de gasoil (Kanda, 2012).

La mixture est émulsionnée dans l'eau chaude en présence d'une quantité de carbonate de sodium qui augmente la stabilité de l'émulsion.

Actuellement , l'acide gras collecteur utilisé est l'huile de palme reconstruite à 75 % , ceci signifie que l'huile de palme hydrolysée est ramenée par mélange avec l'huile de palme brute à une acidité de 75 % .Cette huile de palme dite reconstituée est mélangée avec du gasoil et du

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tall oil dans les proportions de 72 % , 24 % ,4 % , le tout est émulsifié dans de l'eau chaude légèrement carbonatée. Le Rinkalore est le nouveau réactif de type acide gras, en promotion qui remplace l'huile de palme comme collecteur devenue rare au Katanga et devant être importé.

La qualité de l'eau employée dans les concentrateurs est d'une importance capitale. Les eaux de rivières pompées par les industriels installés au Katanga sont relativement dures. La qualité de l'eau est aussi fonction des terrains qu'elle traverse ainsi que des saisons. Les ions Ca⁺⁺ et Mg⁺⁺ ainsi que les sels alcalino-terreux contenus dans les eaux des rivières consomment les acides gras par formation des savons insolubles.

Ils ont aussi un effet floculant sur la pulpe. Ainsi pour corriger cette dureté de l'eau, le carbonate de sodium est utilisé lors du conditionnement de la pulpe. Le silicate de sodium est utilisé quant à lui, comme dispersant de la gangue et déprimant. L'ordre dans lequel s'exerce l'effet de dépression du silicate de sodium sur un minerai de cuivre-cobalt Katangais est le suivant (Kanda, 2012):

? quartz, chrysocolle ;

? cuprite, hématite ;

? malachite ;

? calcite, dolomie, talc

Comme la calcite, la dolomie et le talc sont les moins déprimés, ils sont souvent collectés avant la malachite, c'est la raison pour laquelle le procédé aux acides gras ne convient pas pour les minerais à gangue talqueuse ou dolomitique. Pour y remédier, certains industriels pré-flottent la gangue et flotte ensuite les minéraux porteurs de cuivre et de cobalt (Kanda, 2012).

Les acides gras possèdent un bon pouvoir collecteur de la malachite en milieu alcalin, ce pouvoir découle de leur affinité pour ce minéral. La collection est aussi satisfaisante pour l'hétérogénite et la pseudomalachite mais relativement nulle pour la chrysocolle.

Le pH optimum pour la flottation des minerais oxydés est souvent compris entre 8 et 10.

Dans l'échelle de dépression des minéraux par le silicate de sodium, l'hétérogénite se place entre la gangue et la malachite, ce qui suggère que l'on pourrait récupérer les minéraux de cobalt légèrement après la malachite lors de la flottation aux acides gras. Par une addition étagée de la mixture, on arrive à flotter en tête un concentré riche en cuivre et légèrement cobaltifère qui sera suivi d'un concentré cuprocobaltifère collectant le reste du cobalt flottable (Kanda, 2012).

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2.4 Flottation des minerais oxydés cuprocobaltifères au Katanga

2.4.1 Au concentrateur de Kamoto (KTC)

Les minerais oxydés et mixtes provenant des mines de T17 et de KOV ont des teneurs moyennes en cuivre et en cobalt qui sont respectivement de 4,5 % et 0,4 %.

Ils sont traités à l'aide des réactifs suivants : le sulfhydrate de sodium NaHS comme agent sulfurant, le potassium Normal Butyl Xanthate PNBX comme collecteur principal, le G41 comme agent moussant et stabilisant de la mousse, le silicate de sodium Na2SiO2 comme dispersant des fines particules et déprimant de la gangue, le Rinkalore 5 (90% Rinkalore 5 et 10% de KOH) comme collecteur et moussant, la mixture qui un mélange de 95 % du gas - oil et de 5 % de Rinkalore 10 comme collecteur d'appoint, et agent minéralisant moussant.

Le traitement commence par une préflottation dans les machines ébaucheuses 611-612-621622, en vue de flotter d'abord les minéraux sulfurés et les éliminer du circuit et le rejet sera constitué uniquement des minerais oxydés. Le concentré des premiers bancs des machines 611-612-621-622, alimente la machine finisseuse 631 et le concentré des deuxièmes bancs, rentre en tête du circuit et le rejet alimente les tanks Cell pour oxyde.

Le rejet de la préflottation constitue l'alimentation du circuit des oxydes. Passant par trois conditionneurs placés en série (053-054-055), on alimente trois rangées de six colonnes et une rangée de cinq colonnes. Le concentré des colonnes est fini et est envoyé dans le tank 11/1 pour l'expédition aux usines hydrométallurgiques de Luilu. Le rejet des colonnes est alimenté dans deux distributeurs.

Un distributeur alimente les machines ébaucheuses 601-602-603-604 à quatorze cellules. Un autre distributeur alimente les machines ébaucheuses 801-802-803-804 à quatorze cellules.

Les premiers bancs des deux machines ébaucheuses, alimente le tank 11/1 pour les usines hydrométallurgiques de Luilu, et les deuxièmes bancs alimentent également le tank 11/1. Le rejet des deux machines ébaucheuses est un rejet définitif qui passe par la bâche 5/75N et est envoyé à l'embouage ou à potopoto et au retraitement des sables.

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2.4.2 Au concentrateur de Kambove (KVC)

Les minerais traités contiennent en moyenne 2,5 % Cu et 0,25 % Co, provenant de la mine de Kamfundwa. La pulpe est alimentée dans un conditionneur où sont ajoutés les différents réactifs de flottation du cuivre. Le circuit de flottation cuivre est constitué d'un ébauchage suivi d'un épuisement, et d'une étape de retraitement des sables. A l'ébauchage le concentré de tête est considéré comme concentré fini et est envoyé à la décantation, et le reste du concentré ébauché avec le concentré de tête de l'épuisement sont également envoyés à la décantation, tandis que le concentré de queue de l'épuisement avec tout le concentré du retraitement des sables sont renvoyés en tête de flottation cuivre (ébauchage). Le type des machines de flottation utilisées à KVC est le Wemco, ainsi que des cellules Denver. Les réactifs utilisés sont : le Moussant (G41), l'amyl xanthate de potassium (KAX), le silicate de sodium (Na2SiO3), le sulfhydrate de sodium (NaHS) et la mixture (90/10) de gasoil et de Rinkalore 10.

Conclusion du deuxième chapitre

La flottation à l'aide des xanthates après sulfuration superficielle reste la méthode la plus utilisée dans la concentration des minerais oxydés cuprocobaltifères pratiquée actuellement dans les concentrateurs rencontrés au Katanga. La flottation des minerais oxydés du cuivre aux acides gras naturels ne se pratique plus au Katanga. L'acide gras est utilisé sous forme d'une mixture additionnée à une pulpe de minerai broyé, et préalablement conditionnée. La mixture est émulsionnée dans l'eau chaude en présence d'une quantité de carbonate de sodium qui augmente la stabilité de l'émulsion.

Dans ce chapitre, nous avons compris que les minerais oxydés se prêtaient mal à la flottation, suite à leurs liaisons ioniques ou atomiques non saturées prédominantes, qui réagissent avec les molécules polaires de l'eau, et du fait que les minéraux de la gangue ont une structure semblable à celle des minéraux valorisables et par conséquent le mode d'action des réactifs est moins sélectif, enfin, ces minerais ont une tendance accrue à la production des fines lors de la fragmentation, ce qui diminuerait les performances métallurgiques lors de leur concentration. Les minerais sulfurés par contre, présentent des natures de flottation différentes qui facilitent leur concentration.

25

CHAPITRE III

MATERIEL ET PROCEDURE EXPERIMENTALE

3.1 Origine de l'échantillon composite étudié

Cette étude porte sur trois échantillons obtenus différemment. Le premier échantillon a été prélevé sur le concentré produit au concentrateur de Kambove. Ce concentrateur produit principalement les concentrés oxydés de cuivre et de cobalt à partir des minerais oxydés de Kamfundwa. Le deuxième échantillon a été prélevé sur les concentrés produits au concentrateur de CMSK. Ce concentrateur produit des concentrés à partir des minerais de Luiswishi. Le troisième échantillon a été prélevé sur un concentré produit au laboratoire d'EMT. Ce concentré a été flotté dans une machine de flottation de laboratoire de type DENVER.

Ces trois échantillons ont été analysés par la méthode instrumentale à l'ICP (tableau 1). Le premier et le deuxième échantillon sont riches en cuivre avec des teneurs supérieures à 10 %, tandis que le troisième échantillon est pauvre en cuivre avec une teneur d'environ 6 %. Quant à la teneur en cobalt, le deuxième et le troisième échantillon sont riches en cobalt avec des teneurs supérieures à 5 %, tandis que le premier échantillon ne contient presque pas du cobalt.

Tableau 1 - Proportions constitutives de l'échantillon du concentré étudié

Dénomination		Teneurs (%)
		Cobalt	1er échantillon : Concentré de Kambove
11		0,45	2ème échantillon : Concentré de CMSK
12		6	3ème échantillon : Concentré du laboratoire EMT
5,89		8

Ces trois échantillons ont été mélangés en un seul composite sur lequel ont porté tous nos tests expérimentaux. Ils ont été mélangés dans les proportions respectives de 29,1 ; 48,9 ; et 21,8 %. Pour ce faire, nous avons constitués 13,7 kg de l'échantillon composite en prenant respectivement 4 ; 6,7 ; et 3 kg de l'échantillon, ce qui correspond aux valeurs calculées des teneurs en cuivre et en cobalt qui sont respectivement de 10,37 et 4,81 %

26

3.2 Caractérisation de l'échantillon

3.2.1 Caractérisation chimique du concentré

L'échantillon composite a été analysé chimiquement en détail (tableau 2). Cette analyse montre que les teneurs en cuivre et en cobalt sont respectivement de 10,04 % et 4,71 %.

Tableau 2 - Composition chimique de l`échantillon étudié

Eléments	Teneur (%)	Eléments		Teneur (%)	Cu total
10,04	MgO total	9,13		Cu oxyde
5,28	MgO soluble	0,30		Co total
4,71	Zn	0,04		Co oxyde
2,15	Mn	0,18		CaO total
0,69	SiO2	69,80		CaO soluble
0,29	Fe total	4,30

La teneur en cuivre oxyde est de 5,28 %, soit une proportion de 52,53 % par rapport au cuivre total. De même, la teneur en cobalt oxyde est de 2,15 %, soit une proportion de 45,64 % par rapport au cobalt total. Il ressort de ce qui précède que l'échantillon composite contient environ 47,4 % cuivre sous forme sulfurée et 54,35 % cobalt sous forme sulfurée. L'analyse montre en outre que la gangue est principalement constituée de la silice (69,80 %) et de la magnésie (9,16 %).

3.2.2. Caractérisation minéralogique du concentré

La caractérisation minéralogique a été réalisée au microscope optique. Les principaux minéraux utiles identifiés sont repris dans le tableau 3.

Tableau 3 - Composition Minéralogique de l'échantillon étudié

Classes		Minéraux principaux	Oxydes
Malachite
		Sulfures
Chalcopyrite

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L'échantillon étudié est un concentré mixte oxyde - sulfure. Les minéraux de cuivre sont la malachite (CuCO3.Cu(OH)2), la chalcopyrite (CuFeS2), la bornite (Cu5FeS4), la chalcosine (Cu2S) et la Carrollite (CoCu2S4); le Cobalt était principalement sous forme d'hétérogénite (CoO3.Co2O3.CuO.7H2O). La gangue principalement formée de quartz (SiO2), de la dolomite (CaMg(CO3)2), et des oxydes de fer (limonite FeO(OH).nH2O).

3.2.3. Caractérisation granulochimique

L'objectif de la caractérisation granulométrique est de déterminer la répartition des minéraux de valeur sur chaque tranche granulométrique c'est-à-dire les poids et les teneurs respectives des minéraux dans différentes tranches granulométrique et cela afin de connaitre la tranche dans laquelle est repartie la majeure partie du cuivre et du cobalt. Ces fractions sont constituées des particules dont la dimension couvre un intervalle restreint et diminue d'une fraction à l'autre. La méthode de tamisage utilisée dans cette étude permet la récupération d'échantillons séparés en fonction de la taille des particules. Vu la finesse de grains, le tamisage humide a été préféré au tamisage à sec.

Le principe d'analyse consiste à classer les grains constituant l'échantillon en utilisant une série de tamis, emboités les uns sur les autres, dont les dimensions des ouvertures sont décroissantes du haut vers le bas. L'échantillon étudié est placé en haut des tamis et le classement des grains est obtenu par le mouvement vibratoire horizontal et des secousses verticales. Les fractions granulométriques obtenues ont été soumises à l'analyse chimique afin de déterminer la teneur en cuivre et en cobalt.

a) Matériel utilisé

Le matériel suivant a été utilisé :

? un jeu de 6 tamis de la série américaine TYLER, soit 65, 100, 150, 200, 270, et 325 mesh ;

? un appareil vibreur porteur de la série des tamis, « RO-TAP », dont la marche se règle à l'aide d'une minuterie dans une plage de 0 à 30 minutes ;

? une balance de marque SARTORIUS de charge maximale 4000 grammes ;

? le spectre d'absorption atomique pour la détermination des teneurs en Cuivre et en Cobalt.

28

b) Mode opératoire

Nous avons procédé comme suit :

· peser 500 g de l'échantillon et répulper ;

· effectuer un tamisage humide de la pulpe sur un tamis de 325 mesh;

· sécher à l'étuve les deux produits obtenus, les refus et les passants de ce tamis, séparément à l'étuve pendant 24 heures ;

· tamiser les refus sec sur l'appareil « RO-TAP » en utilisant le jeu de 6 tamis ;

· mettre ensemble toutes les fractions inférieures à 400 mesh ;

· peser les refus des différentes tranches granulométriques et déterminer leurs proportions ;

· pour chaque fraction granulométrique, faire analyser le cuivre et cobalt ;

· calculer leurs répartitions.

Les résultats de l'analyse granulométrique et granulochimique sont donnés dans le tableau 4 et présentés aux figures 2 et 3.

29

Tableau 4- Résultats des analyses granulochimiques de l'échantillon étudié

Tranches	Poids		Cuivre				Cobalt			Micron mètre
g	%	%	Poids (g)		Répart. (%)	%	Poids (g)	Répart. (%)	+212
8,67	1,77	9,59	0,83		1,86	3,74	0,32	1,42	-212 + 150
5,47	1,11	7,99	0,44		0,98	7,54	0,41	1,88
14,14	2,88	8,97	1,27		2,84	5,21	0,74	3,22	-150 + 106
12,79	2,6	9,34	1,19		2,67	5,17	0,66	2,89
26,93	5,48	9,15	2,46		5,52	5,19	1,4	6,12	-106 + 75
21,87	4,45	13,79	3,02		6,75	5,66	1,24	5,42
48,8	9,94	11,23	5,48		12,27	5,4	2,64	11,53	-75 + 53
4,08	0,83	11,95	0,49		1,09	5,02	0,2	0,9
52,88	10,77	11,28	5,97		13,36	5,37	2,84	12,43	-53 + 45
32,85	6,69	13,52	4,44		9,94	5,63	1,85	8,09
85,73	17,46	12,14	10,41		23,3	5,47	4,69	20,52	- 45
405,37	82,54	8,49	34,25		76,7	4,48	18,16	79,48	Total
491,1	100	9,09	44,66		100	4,65	22,85	100

% Poids % Cuivre % Cobalt

30

90 80 70 60 50 40 30 20 10

0

212 181 128 90 69 54 22

Dimension des tamis (um)

Figure 2- Pourcentage poids, teneurs en cuivre et en cobalt dans les différentes tranches

Passants cumulés (%)

101

99

97

95

93

91

89

87

Figure 3-Distribution granulométrique de l'échantillon composite étudié

1,00 1,20 1,40 1,60 1,80 2,00 2,20 2,40 2,60 2,80 3,00

Log Dimension des particules (um)

31

L'examen de la courbe de la figure 2 montre que :

· une prédominance de la classe fine (inférieure à 45 um) contenant environ 76,7 % de cuivre et79,48 % de cobalt pour une proportion pondérale de 82,54 % ;

· la fraction supérieure à 200 mesh renferme environ 12,27 % de cuivre et 11,53 % de cobalt ;

· 13,79 % de cuivre et 5,66 % de cobalt sont contenus dans la tranche granulométrique de 200 mesh ;

· Les teneurs cuivre et cobalt sont respectivement de 11,03 et 8,99 % dans les tranches granulométriques allant de - 200 à + 400 mesh.

Cette étude montre que l'échantillon composite étudié n'a pas nécessité de broyage vue que l'échantillon est un concentré dont la granulométrie est déjà adaptée pour les opérations de flottations ultérieures.

3.3 Tests de flottation

3.3.1 Matériel utilisé

Le matériel suivant a été utilisé :

· une machine de flottation de marque Metso;

· une cellule de flottation de 2,5 litres ;

· un chronomètre;

· un pH-mètre

· des pans pour recueillir la mousse et une brosse ;

· des pissettes ;

· une éprouvette graduée de 2000 ml, des béchers, des pipettes et des seringues ;

· une étuve pour sécher les concentrés ;

· un bassin de réserve d'eau ;

· un petit racleur des concentrés ;

· une balance électronique:

Figure 4 - Schéma des essais de flottation

32

3.3.2 Mode opératoire des essais de flottation

Le mode opératoire des essais de flottation est le suivant :

· faire une prise d'essai de 500 g de concentré ;

· mettre la prise du concentré dans la cellule de flottation du laboratoire, et ajouter de l'eau ;

· ajuster le pH (pour le cas où l'on doit flotter à un pH précis) et conditionner la pulpe pendant cinq minutes ;

· assurer un temps de conditionnement de cinq minutes pour le NaCN, et de deux minutes pour les autres réactifs, et d'une minute pour le 41G ;

· ouvrir la vanne d'admission d'air dans la pulpe;

· recueillement des cinq fractions des concentrés flottés ;

· sécher les différentes fractions des concentrés et le rejet à l'étuve ;

· peser les fractions obtenues et le rejet avant de les soumettre aux analyses pour déterminer les teneurs cuivre et cobalt.

500 g

Ajustement pH

NaHS

NaCN

DTP PAX G41

1' 1' 1' 1' 1' Rejet

A B C D E

Les essais de flottation limités en simple ébauchage ont été réalisés suivant le schéma de la figure 4

33

3.4 Réactifs utilisés et préparation Les réactifs utilisés sont :

· le sulfhydrate de Sodium (NaHS) : agent sulfurant artificiel. préparé en solution à 12 %, en pesant 12 g de NaHS que l'on dissout dans un volume d'eau de 100 ml ;

· l'amyl Xanthate de potassium (PAX) : comme collecteur. Il est préparé à 1,2 %, en raison 1,2 g de KAX qu'on additionne avec de l'eau, puis ramené à 100 ml par ajout d'une autre quantité d'eau ;

· le Sasfroth (G41) : moussant. Utilisé sans dilution préalable ;

· le lait de chaux : régulateur de pH ;

· l'aero 3477 (DTP) : collecteur du cuivre. utilisé sans dilution préalable ;

· le cyanure de sodium (NaCN) : déprimant du cobalt. Il a été préparé à 1,2 % en pesant 1,2 g de cyanure que l'on dissout dans 100 ml d'eau.

? Expression de la consommation des solutions de réactifs

Les quantités en gramme par tonne des réactifs utilisé au laboratoire ont été converties en millilitre de solution à l'aide de la formule suivante :

V = m * C1 (3.1)

* 10⁶

Avec :

· V : volume de la solution du réactif [ml] ;

· m : masse de minerai à flotter [g] ;

· C1 : masse en gramme de réactif à utiliser pour traiter une tonne de minerai [g/t] ;

· : concentration en pourcentage pondéral du réactif considéré dans sa solution de laboratoire [%].

Pour les réactifs utilisés sans dilution, on pèse les gouttes et on transforme les doses en g/t en nombre de gouttes.

3.5 Critères d'évaluation des résultats

Notre étude consiste à entrevoir la possibilité d'une séparation cuivre - cobalt par comparaison des performances des différents réactifs envisagés qui permettraient cette

34

séparation, tout en favorisant la flottation du cuivre et la dépression du cobalt. Nous avons retenu les critères suivants pour l'évaluation des résultats des essais de flottation, à savoir :

? Les performances métallurgiques exprimées par : les teneurs en cuivre et en cobalt dans les concentrés et les rejets, et enfin le rendement de récupération du cuivre et du cobalt des concentrés de tête et des concentrés ébauchés (Voir le point I.7) ;

? La cinétique de flottation à partir des vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt à l'aide des différents collecteurs (Voir détails au chapitre V).

35

CHAPITRE IV

PRESENTATION ET ANALYSE DES RESULTATS

4.1 Objectifs

Les essais de flottation réalisés dans ce travail ont pour objet la séparation du cuivre et du cobalt contenus dans un même concentré, et ce, en favorisant la flottation du cuivre et la dépression du cobalt. De ce fait, le rejet de la flottation du cuivre constitue le concentré de cobalt.

Les essais ont été réalisés par sulfuration avec l'utilisation de l'amyl xanthate de potassium et/ou le dithiophosphate comme collecteur pour la flottation du cuivre, tandis que le cyanure de sodium a été utilisé pour déprimer le cobalt.

Pour atteindre cet objectif, nous avons réalisé cinq séries d'essais de flottation portant sur :

? l'influence de la variation du pH sur la séparation du cuivre et du cobalt et l'éventualité d'une dépression du cobalt tout en favorisant la flottation du cuivre;

? l'influence de l'agent sulfurant sur la récupération du cuivre en présence du cyanure de sodium comme déprimant du cobalt, tout en fixant la dose de la dose de l'agent sulfurant favorable à cette dépression ;

? l'influence de la variation du cyanure de sodium pour entrevoir la possibilité de déprimer davantage le cobalt le cobalt ;

? évaluer l'effet du dithiophosphate (DTP) comme collecteur du cuivre dans la séparation ;

? étudier l'effet d'association du dithiophosphate et de l'amyl xanthate de potassium sur la séparation.

4.2 Influence de la variation du pH

4.2.1 But

Les tests de flottation au laboratoire pour ces essais ont consisté à étudier l'influence du pH afin de retrouver le pH qui conduirait à la meilleure séparation du cuivre et du cobalt.

36

4.2.2 Conditions opératoires

Ces tests ont été réalisés dans les conditions suivantes :

? Sulfhydrate de sodium : 1000 g/t ;

? Amyl xanthate de potassium : 100 g/t ; ? 41 G : 20 g/t ;

? Valeurs de pH : 8, 9, 10, 11, 12.

4.2.3 Présentation des résultats

Les résultats détaillés sont donnés dans l'annexe A. La synthèse des résultats est donnée dans le tableau 5 et présentée aux figures 5 et 6.

37

Tableau 5 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence du pH

N° Essai	pH	Fractions	% Poids	Cuivre			Cobalt
				Rdt (%)		Teneur (%)	Rdt (%)	4435/1
8	C. de tête	10,43	6,06	6,82		4,18	9,54
		35,77	6,54	13,33		3,78	29,46
		64,23	10,78	74,74		5,02	70,54
		100	9,26	100		4,66	100	4425/2
9	C. de tête	10,01	8,81	9,54		4,18	8,99
		34,54	8,64	32,28		3,96	29,40
		65,45	9,56	67,72		5,02	70,60
		100	9,24	100		4,65	100	4435/3
10	C. de tête	10,92	9,95	11,38		3,96	11,34
		31,79	9,02	30,04		3,82	31,83
		68,21	9,79	69,96		3,82	68,17
		100	9,54	100		3,81	100	4435/4
11	C. de tête	10,7	12,45	14,69		3,55	8,91
		35,44	9,80	38,33		3,66	30,47
		64,56	8,66	61,67		4,59	69,53
		100	9,07	100		4,26	100	4435/5
12	C. de tête	9,5	10,41	13,26		3,25	8,46
		29,75	9,06	36,14		3,28	26,69
		70,25	6,78	63,86		3,81	73,31
		100	7,46	100		3,65	100

5 10 15 20 25 30 35 40

Rendement de Récupération Cuivre (%)

Figure 5 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs du pH

2 7 12 17 22 27 32

Rendement de Récupération Cobalt (%)

Figure 6 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs du pH

13

12

11

Teneur Cuivre (%)

10

9

8

7

6

5

38

pH 8

pH 9

pH 10

pH 11

pH 12

4,3

4,1

Teneur Cobalt (%)

3,9

3,7

3,5

3,3

3,1

pH 8

pH 9

pH 10

pH 11

pH 12

39

4.2.4 Analyse des résultats

Dans le domaine choisi de pH, les rendements de récupération de cuivre et de cobalt sont peu affectés par la variation du pH, bien que celui du cuivre à pH 11 soit nettement amélioré (tableau 5, figure 5 et 6). Cependant la sélectivité de la flottation du cuivre varie sensiblement, et allant de 6 à 12 % Cu pour les concentrés de tête. La meilleure teneur est obtenue à pH 11.

La teneur du cobalt dans les concentrés obtenus varie de 3 à 4 %, valeurs inférieures à la teneur de l'échantillon (tableau 5, figure 5). Ce qui suggère que la flottation du cobalt est légèrement entravée. Des essais réalisés, le cobalt est fortement déprimé à pH 12. Au regard des rendements de récupération et des teneurs obtenus, il est clair que la flottation du cobalt est très peu influencée par la variation de pH.

La flottabilité du cuivre à pH 8-9 est limitée par le potentiel électrocinétique, fonction du pH, qui ne favorise pas la collection des minéraux de cuivre (tableau 5, figure 6). Avec l'augmentation du pH, la collection du cuivre s'améliore avec l'accroissement du potentiel. Toutefois, les teneurs obtenues n'indiquent pas une bonne flottabilité du cuivre par rapport à celle de l'alimentation.

Le comportement du cobalt est probablement lié au faible ratio de sulfurant. Les minéraux oxydés de cobalt exigeant des doses relativement élevées pour mieux flotter.

Les meilleurs résultats de la flottation du cuivre ont été obtenus à pH 11 donnant un concentré de tête titrant 12,45 % Cu et 3,55 % Co, avec des rendements de récupération respectifs de 14,69 et 8,91 %. Ainsi, la suite des essais sera réalisée à pH 11 qui a permis de mieux flotter le cuivre.

4.3 Influence de la variation du sulfhydrate de sodium

4.3.1 But

Les essais de flottation pour cette série ont consisté à varier les doses du sulfhydrate de sodium et de voir son influence sur la récupération du cuivre, en présence du cyanure de sodium. L'amyl xanthate de potassium a été varié au même moment que le NaHS dans le rapport de 1/10 du NaHS.

40

4.3.2 Conditions opératoires

Ces tests ont été réalisés dans les conditions suivantes :

? Sulfhydrate de sodium : 500, 1000, 2000, 3000, et 4000 g/t ; ? Amyl xanthate de potassium : 50, 100, 200, 300, et 400 g/t ; ? 41 G : 20 g/t ;

? NaCN : 500 g/t ;

? pH : 11.

Contrairement aux tests précédents, dans cette série, les essais ont été effectués en présence du cyanure de sodium afin d'évaluer la dépression du cobalt.

4.3.3 Présentation des résultats

Les résultats métallurgiques détaillés sont repris dans l'annexe B. La synthèse des résultats est donnée dans le tableau 6 et présentée aux figures 7 et 8.

41

Tableau 6 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence du ratio

NaHS/PAX

N° Essai	NaHS	Fractions	% Poids	Cuivre			Cobalt
				Rdt (%)		Teneur (%)	Rdt (%)	4435/6
500	C. de tête	8,96	8,9	8,23		3,77	7,35
		31,58	8,88	28,92		3,98	27,34
		68,42	10,07	71,08		4,88	72,66
		100	9,69	100		4,6	100	4435/7
1000	C. de tête	10,96	16,90	19,88		3,41	9,22
		35,88	11,25	43,32		3,52	31,19
		64,12	8,24	56,68		4,35	68,81
		100	9,32	100		4,05	100	4435/8
2000	C. de tête	10,07	15,64	16,43		4,1	9,11
		35,39	10,69	39,48		3,84	29,98
		64,61	8,98	60,52		4,91	70,02
		100	9,59	100		4,53	100	4435/9
3000	C. de tête	8,28	14,98	13,85		5,79	10,5
		32,68	10,59	38,69		4,47	32,00
		67,32	8,15	61,31		4,61	68,00
		100	8,95	100		4,56	100	4435/10
4000	C. de tête	8,7	13,41	13,44		6,11	12,12
		32,19	10,35	38,37		4,75	34,89
		67,81	7,89	61,63		4,21	65,11
		100	8,68	100		4,38	100

18

17

16

15

Teneur cuivre (%)

14

13

12

11

10

9

8

42

500 g/t NaHS 1000 g/t NaHS 2000 g/t NaHS 3000 g/t NaHS 4000 g/t NaHS

5 15 25 35 45 55

Rendement de récupération cuivre (%)

Figure 7 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du NaHS

Teneur cobalt (%)

4,5

6,5

5,5

3,5

4

6

5

3

500 g/t NaHS 1000 g/t NaHS 2000 g/t NaHS 3000 g/t NaHS 4000 g/t NaHS

0 5 10 15 20 25 30 35 40

Rendement de récupération cobalt (%)

Figure 8 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du NaHS

43

4.3.4 Analyse des résultats

Les résultats obtenus montrent que les performances de flottation du cuivre sont faibles à 500 g/t, et à partir de 2000 g/t les teneurs en tête du cuivre diminuent avec l'augmentation de la dose de NaHS (tableau 6, figure 7). Les performances du cobalt s'améliorent avec l'augmentation de la dose de NaHS (tableau 6, figure 8).

Les meilleures performances sont à 1000 g/t pour le cuivre avec un concentré de tête titrant 16,9 % pour un rendement de récupération de 19,88 %, avec une teneur du concentré ébauché à 11,25 % avec un rendement de récupération de 43,32 %.

La flottation du cobalt présente les meilleures performances à 4000 g/t avec un concentré de tête titrant 6,11 % pour un rendement de récupération correspondant à 12,12 % et une teneur du concentré ébauché titrant 4,75 % pour un rendement de récupération de 34,89 %.

La flottation du cuivre se déprécie avec l'augmentation de la dose de sulfurant probablement suite à un excès, tandis que celle du cobalt s'améliore étant donné les doses exigées pour sa flottation.

Il ressort de ce qui précède que l'effet escompté du cyanure de sodium sur le cobalt n'a été atteint. La forte consommation du sulfurant aurait un effet boostant plus important que celui dépressif du cyanure.

La flottation du cuivre et la faible teneur du cobalt dans le concentré sont obtenues avec la dose de 1000 g/t ; cette dose est susceptible d'assurer une séparation efficiente du cuivre et du cobalt de l'échantillon.

La comparaison des résultats obtenus à 1000 g/t de sulfurant sans et avec ajout de cyanure de sodium indique que la flottation du cuivre est améliorée dans les tests avec ajout du cyanure, essentiellement du point de vue de la sélectivité, avec un gain de 4 % en tête ; la dépression du cobalt est perceptible avec un rejet à 4,35 contre 3,81 %.

4.4 Influence de la dose de cyanure de sodium

4.4.1 But

Cinq essais de variation du NaCN ont été effectués aux doses : 400, 500, 600, 700 et 800 g/t, dans le but d'étudier son influence sur la possibilité de dépression du cobalt.

44

4.4.2 Conditions opératoires

Les conditions opératoires ont été les suivantes :

? NaCN : 400, 500, 600, 700 et 800 g/t ; ? Sulfhydrate de sodium : 1000 g/t ; ? Amyl xanthate de potassium : 100 g/t ; ? 41 G : 20 g/t ;

? pH : 11.

4.4.3 Présentation des résultats

Les résultats métallurgiques sont donnés dans l'annexe C. La synthèse des résultats est présentée dans le tableau 7 et présentée aux figures 9 et 10.

45

Tableau 7 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence de la dose du NaCN

N° Essai	NaCN (g/t)	Fractions	% Poids	Cuivre			Cobalt
				Rdt (%)		Teneur (%)	Rdt (%)	4435/12
400	C. de tête	10,44	16,57	18,83		3,57	8,29
		35,99	10,86	42,55		3,96	31,71
		64,01	8,25	57,45		4,8	68,29
		100	9,19	100		4,50	100	4425/13
500	C. de tête	10,96	16,90	19,88		3,51	9,34
		35,88	11,25	43,32		3,71	32,30
		64,12	8,24	56,68		4,35	67,70
		100	9,32	100		4,12	100	4435/14
600	C. de tête	11,03	16,71	18,37		3,85	9,13
		38,55	11,01	42,32		3,79	31,44
		61,45	9,42	57,68		5,19	68,56
		100	10,03	100		4,65	100	4435/15
700	C. de tête	9,87	12,94	13,64		3,72	8,10
		33,91	9,31	33,69		3,84	28,72
		66,09	9,40	66,31		4,89	71,28
		100	9,37	100		4,53	100	4435/16
800	C. de tête	9,46	11,29	11,49		3,59	7,13
		37,14	8,62	34,43		3,94	30,71
		62,86	9,70	65,57		5,25	69,29
		100	9,30	100		4,76	100

400 g/t NaCN 500 g/t NaCN 600 g/t NaCN 700 g/t NaCN 800 g/t NaCN

46

17

15

Teneur Cuivre (%)

13

11

9

7

5 15 25 35 45 55

Rendement de récupération Cuivre (%)

Figure 9 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du NaCN

Teneur Cobalt (%)

3,9

3,8

3,7

3,6

3,5

3,4

4

400 g/t NaCN 500 g/t NaCN 600 g/t NaCN 700 g/t NaCN 800 g/t NaCN

5,00 10,00 15,00 20,00 25,00 30,00 35,00

Rendement de récupération Cobalt (%)

Figure 10 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du NaCN

47

4.4.4 Analyse des résultats

Les résultats du tableau 7 et les figures 9 et 10 indiquent que pour les cinq essais réalisés en variant la dose NaCN, les performances métallurgiques s'améliorent avec la dose du NaCN pour le cuivre jusqu'à 500 g/t au-delà de laquelle les performances chutent. La teneur du concentré de tête du cuivre est de 16,9 % pour un rendement de récupération de 19,88 %, avec une teneur du concentré ébauché titrant 11,25 % avec un rendement de récupération de 43,32 %.

L'étude de l'influence du cyanure de sodium a été envisager pour évaluer son impact sur la dépression du cobalt qui a été observée à la dose de 500 g/t avec une teneur en tête de 3,91 %, un rendement de récupération de9,34 % et une teneur en concentré ébauché de 3,79 % pour un rendement de récupération de 32,30. La teneur du cobalt dans le rejet est de 4,12 %.

Au regard des courbes de sélectivité du cuivre et du cobalt, on observe que c'est la dose de 500 g/t qui a contribué à une meilleure flottation du cuivre et a conduit à la dépression du cobalt. Cette dose a été alors été retenue pour la suite des essais.

4.5 Influence de la dose du dithiophosphate

4.5.1 But

Ces tests ont consisté en la substitution du PAX par le dithiophosphate (DTP) afin de voir s'il pourrait améliorer la récupération du cuivre. Dans ces essais, il sera également question de rechercher les conditions optimales de l'utilisation de ce collecteur sur la séparation du cuivre et du cobalt de l'échantillon.

4.5.2 Conditions opératoires

Les conditions opératoires de ces essais sont les suivantes:

· DTP : 25, 50, 75, et 100 g/t ;

· PAX : 0 g/t ;

· Sulfhydrate de sodium : 1000 g/t ;

· NaCN : 500 g/t ;

· 41 G : 20 g/t ;

· pH : 11.

48

4.5.3 Présentation des résultats

Nous résumons dans le tableau 8 les résultats obtenus et présentons les détails dans l'annexe C. Les courbes traduisant l'évolution des rendements de récupération en fonction de la teneur du cuivre et cobalt sont présentées respectivement sur les figures 11 et 12.

Tableau 8 - Synthèse des résultats métallurgiques pour l'influence de la dose du DTP

N° Essai	DTP (g/t)	Fractions	% Poids	Cuivre			Cobalt
				Rdt (%)		Teneur (%)	Rdt (%)	4435/17
25	C. de tête	10,99	7,33	9,43		3,33	8,41
		38,07	6,45	28,95		3,22	28,39
		61,93	9,74	71,05		5,00	71,61
		100	8,49	100		4,32	100	4425/18
50	C. de tête	10,59	9,45	9,71		4,17	9,93
		38,17	8,5	31,46		3,88	33,24
		61,86	11,42	68,54		4,80	66,76
		100	10,31	100		4,45	100	4435/19
50	C. de tête	10,98	10,99	13,08		4,49	11,32
		35,01	8,93	33,87		4,07	32,71
		64,99	9,39	66,13		4,51	67,29
		100	9,23	100		4,31	100	4435/20
100	C. de tête	9,15	11,99	11,47		3,78	8,53
		37,01	9,09	35,15		4,42	30,26
		62,99	9,85	64,85		5,12	69,74
		100	9,57	100		4,62	100

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

49

Teneur cuivre (%)

13 12 11 10 9 8 7 6 5

5 10 15 20 25 30 35 40

Rendement de récupération Cuivre (%)

Figure 11 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du DTP

Teneur cobalt (%)

4,6

4,4

4,2

3,8

3,6

3,4

3,2

4

3

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

5 10 15 20 25 30 35

Rendement de récupération cobalt (%)

Figure 12 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du DTP

50

4.5.4 Analyse des résultats

Les meilleurs résultats métallurgiques sont obtenus avec la dose de 100 g/t du DTP pour le cuivre (tableau 8, figure 11) et à la dose de 75 g/t pour le cobalt (tableau 8, figure 12) en comparant les teneurs en tête et en ébauchage de la flottation, mais le meilleur rendement du concentré ébauché du cobalt est observé à 50 g/t et correspond à 33,24 %.

Son ajout comme collecteur principal occasionne des variations considérables dans la flottation du cuivre, c'est-à-dire qu'aucune amélioration des teneurs en tête du cuivre n'a été observée. Les résultats obtenus aux doses inférieures à 100 g/t indiquent une insuffisance de la collection du cuivre.

La dose de 100 g/t du DTP est la meilleure, il a été obtenu dans ces conditions un concentré de tête titrant 11,99 % cuivre et 4,31 % cobalt avec un rendement de récupération de 11,47 % cuivre et 8,53 % cobalt ; et un concentré ébauché de 9,09 % cuivre et 3,78 % cobalt avec un rendement de récupération de 35,15 % cuivre et 30,26 % cobalt.

4.6 Tests d'association du DTP et du PAX

4.6.1 But

Ces essais de flottation ont été initiés pour évaluer l'effet de la combinaison de ces deux collecteurs sur l'éventuelle amélioration de la récupération du cuivre et de la dépression du cobalt. Ainsi, quatre essais de flottation de variation de la dose du DTP ont été effectués tout en gardant la dose de PAX à 100 g/t, et les autres réactifs ont été maintenus à leurs doses optimales.

4.6.2 Conditions opératoires

Ces tests ont réalisés dans les conditions suivantes :

· DTP : 25, 50, 70, et 100 g/t ;

· Sulfhydrate de sodium : 1000 g/t ;

· PAX : 100 g/t ;

· NaCN : 500 g/t ;

· 41 G : 20 g/t ;

· pH : 11.

51

4.6.3 Présentation des résultats

Les résultats détaillés sont repris dans l'annexe E. La synthèse des résultats est donnée dans le tableau 9. Les figures 13 et 14 donnent respectivement les résultats de la flottation pour le cuivre et le cobalt.

Tableau 9 - Synthèse des résultats métallurgiques par influence de la dose du DTP à

100 g/t PAX

N° Essai	DTP (g/t)	Fractions	% Poids	Cuivre			Cobalt
				Rdt (%)		Teneur (%)	Rdt (%)	4435/21
25	C. de tête	8,57	8,97	8,37		3,9	7,28
		30,65	8,26	27,54		3,7	24,68
		69,35	9,6	72,46		4,99	75,32
		100	9,19	100		4,59	100	4435/22
50	C. de tête	11,27	11,58	12,80		3,99	9,67
		38,48	10,35	39,03		3,62	29,91
		61,52	10,11	60,97		5,3	70,09
		100	10,20	100		4,65	100	4435/23
75	C. de tête	10,58	11,04	11,74		4,86	14,5
		40,06	9,58	38,54		3,62	40,88
		59,94	10,21	61,46		3,5	59,12
		100	9,96	100		3,55	100	4435/24
100	C. de tête	8,9	10,99	10,42		4,25	8,15
		36,26	9,65	37,27		3,82	29,83
		63,74	9,24	62,73		5,11	70,17
		100	9,39	100		4,64	100

0 10 20 30 40 50

Rendement de récupération cuivre (%)

Figure 13 - Courbes de teneurs en cuivre en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du DTP à 100 g/t PAX

5 15 25 35 45

Rendement de récupération (%)

Figure 14 - Courbes de teneurs en cobalt en fonction du rendement de récupération à différentes valeurs de la dose du DTP à 100 g/t PAX

52

13

12

11

10

9

Teneur cuivre (%)

8

7

4,6

4,3

4

Teneur Cobalt (%)

3,7

3,4

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

53

4.6.4 Analyse des résultats

Les meilleurs résultats d'association de ces deux collecteurs sont tels que la qualité du concentré de tête en cuivre est plus faible comparée à l'utilisation du PAX (tableau 9, figure 14). La dépression du cobalt n'est pas améliorée avec l'obtention des teneurs légèrement supérieures (tableau 9, figure 15). Il s'en suit que ces deux réactifs produisent des effets antagonistes et défavorables à la flottation du cuivre.

La dose de 50 g/t de DTP conduit aux meilleures performances métallurgiques pour le cuivre. Il a alors été produit dans ces conditions, un concentré titrant en tête 11,58 %en cuivre avec un rendement de récupération de 12,80 % cuivre; et en ébauchage, 10,35 % en cuivre avec un rendement de récupération de 39,03 % cuivre.

Les fortes et les faibles doses d'adjonction du DTP au PAX par rapport à la dose optimale traduisent une diminution de la sélectivité dans la collection des minéraux du cuivre en tête. Le cuivre comme le cobalt sont fortement déprimés à la dose de 25 g/t DTP.

4.7 Comparaison des résultats obtenus dans les différentes conditions

4.7.1 Présentation des résultats

La comparaison des meilleurs résultats métallurgiques obtenus lors des tests de flottation de l'échantillon effectués avec le PAX, le DTP et leur association, synthétisés dans le tableau 10 et donnés sur base des figures 15 et 16, respectivement pour le cuivre et le cobalt, montre que la substitution du PAX par le DTP ne conduit pas à l'amélioration de la flottation du cuivre comme l'association de ces deux collecteurs. Ces meilleurs résultats ont été obtenus aux essais 4435/7 pour le PAX, 4435/20 pour le DTP et 4435/22 pour l'association.

54

Tableau 10 - Synthèse des résultats métallurgiques de comparaison dans les différents

conditions

N° Essai	Doses (g/t)	Fractions	% Poids	Cuivre			Cobalt
				Rdt (%)		%	Rdt (%)	4435/7
100 PAX	C. de tête	10,96	16,90	19,88		3,41	9,22
		35,88	11,25	43,32		3,52	31,19
		64,12	8,24	56,68		4,35	68,81
		100	9,32	100		4,05	100	4435/20
100 DTP	C. de tête	9,15	11,99	11,47		4,31	8,53
		37,01	9,09	35,15		3,78	30,26
		62,99	9,85	64,85		5,12	69,74
		100	9,57	100		4,62	100	4435/22
50 DTP + 100 PAX	C. de tête	11,27	11,58	12,80		3,99	9,67
		38,48	10,35	39,03		3,62	29,91
		61,52	10,11	60,97		5,3	79,09
		100	10,20	100		4,65	100

55

100 g/t PAX

50 g/t DTP + 100 g/t PAX 100 g/t DTP

18

17

16

15

14

13

12

11

Teneur Cuivre (%)

10

9

Figure 16 - Courbes de comparaison de la flottation du cuivre en fonction des doses du PAX

et du DTP

8

10 15 20 25 30 35 40 45

Rendement de récupératiion Cuivre (%)

Figure 15 - Courbes de comparaison de la flottation du cuivre en fonction des doses du PAX

4,4

4,2

4

Teneur Cobalt (%)

3,8

3,6

3,4

3,2

et du DTP

100 g/t PAX

50 g/t DTP + 100 g/t PAX 100 g/t DTP

5 10 15 20 25 30 35

Rendement de récupération Cobalt

56

4.7.2 Analyse des résultats

L'analyse du tableau 10 et des figures 15 et 16 renseigne que :

· la substitution du PAX par le DTP comme leur association ne sont pas susceptibles d'améliorer la flottabilité du cuivre. Le cobalt par contre est relativement déprimé avec l'utilisation du PAX ;

· la flottabilité du cobalt est sensiblement améliorée avec le DTP qui conduit à une dépréciation de la flottation du cuivre ;

· l'association de ces deux collecteurs conduit à des performances intermédiaires ; et s'avère de ce fait moins intéressante pour l'atteinte de l'objectif de l'étude.

Ainsi, le PAX et le DTP interagiraient pour donner un composé qui aurait un effet dépressif sur le cuivre. L'option d'associer ces des réactifs ne saurait être envisagée pour flotter le cuivre et déprimer le cobalt. Pour ce faire, l'utilisation du PAX comme seul collecteur serait indiquée.

4.8 Conclusion partielle des essais de flottation

Cette étude a été menée dans le but d'entrevoir les conditions de séparation du cuivre et du cobalt à partir d'un même concentré mixte cuprocobaltifère. Les tests de flottation réalisés avec différents réactifs dont particulièrement les types de collecteurs, ont permis de mettre en évidence les conditions qui permettraient d'envisager cette séparation, en favorisant le flottation du cuivre et la dépression du cobalt. L'amyl xanthate de potassium et le dithiophosphate DTP ont été les collecteurs utilisés.

Les meilleures conditions d'utilisation des réactifs pouvant permettre cette séparation sont :

· 1000 g/t de sulfhydrate de sodium (NaHS) ;

· 100 g/t de l'amyl xanthate de potassium (PAX) ;

· 500 g/t du cyanure de sodium (NaCN) ;

· pH 11.

La substitution du PAX par le DTP n'a pas amélioré la séparation. Avec ce réactif, les meilleurs résultats de la flottation du cuivre ont été obtenus à la dose de 100 g/t du dithiophosphate. La dépression du cobalt a été entravée par cette substitution.

57

Les essais d'association de l'amyl xanthate de potassium et du dithiophosphate ont montré qu'il n'a pas de synergie entre ces deux collecteurs étant donné que la flottation du cuivre s'est dépréciée par rapport au DTP. Les doses optimales d'association du dithiophosphate à l'amyl xanthate de potassium ont été respectivement de 50 et 100 g/t.

58

CHAPITRE V

CINETIQUE DE FLOTTATION DU CUIVRE ET DU COBALT

5.1Introduction

Dans le chapitre précédent, seule l'influence des collecteurs a été jugée importante sur la séparation du cuivre et du cobalt dans le concentré. C'est ainsi que dans ce chapitre, les résultats des essais 4435/6 à 4435/10, et essai 4435/17 à 4435/24 ont été exploités pour déterminer les facteurs qui sont des indices du coefficient des vitesses des minéraux de cuivre et de cobalt.

Cette détermination est obtenue par l'établissement des droites de régression des vitesses initiales en fonction des doses des collecteurs. Ces droites de régression quant à elles nécessitent l'établissement des courbes cinétiques. Ceci a été fait afin d'expliquer les conditions de séparation retenues lors des essais de flottation.

5.2 Récupération du cuivre et du cobalt au cours du temps

Les récupérations cumulées de chaque espèce pour différents collecteurs en fonction du temps ont été déterminées à partir des poids cumulés du cuivre et du cobalt dans les fractions récupérées. Les résultats sont donnés dans les tableaux 11 et 12 et présentés sur les figures 18 à 23.

59

Tableau 11 - Récupérations de cuivre à partir des collecteurs (g)

FRACTIONS	Essais avec PAX					Essais avec DTP				Essais d'association PAX + DTP
	50 g/t	100 g/t	200 g/t	300 g/t	400 g/t	25 g/t	50 g/t	75 g/t	100 g/t	25 g/t	50 g/t	75 g/t	100 g/t
A (1')	3,98	9,24	7,85	6,19	5,82	3,98	4,99	6,02	5,45	3,84	6,52	5,82	4,88
B (1')	3,1	4,31	3,68	4,23	3,99	2,99	4,08	3,45	3,98	2,81	5,21	4,12	4,08
A+B	7,08	13,55	11,53	10,41	9,81	6,97	9,07	9,47	9,43	6,65	11,73	9,94	8,96
C (1')	2,93	2,66	2,7	2,69	2,73	2,09	3,15	217	3,18	2,18	3,26	3,24	2,99
A+B+C	10,01	16,21	14,22	13,1	12,54	9,06	12,49	11,64	12,61	8,83	14,99	13,18	11,94
D (1')	2,13	2,06	2,65	2,18	2,16	1,77	2,17	2,06	2,36	1,78	2,56	3,14	2,75
A+B+C+D	12,14	18,26	16,88	15,27	14,7	10,87	14,4	13,71	14,97	10,61	17,55	16,31	14,7
E (1')	1,8	1,9	2	2	1,9	1,4	1,8	1,9	1,7	2	2,3	2,8	2,7
A+B+C+D+E	13,98	20,13	18,87	17,27	16,63	12,22	16,18	15,6	16,7	12,63	19,88	19,13	17,44

60

Tableau 12 - Récupérations du cobalt à partir des collecteurs (g)

FRACTIONS	Essais avec PAX					Essais avec DTP				Essais d'association PAX + DTP
	50 g/t	100 g/t	200 g/t	300 g/t	400 g/t	25 g/t	50 g/t	75 g/t	100 g/t	25 g/t	50 g/t	75 g/t	100 g/t
A (1')	1,69	1,86	2,06	2,39	2,65	1,81	2,2	2,46	1,96	1,67	2,25	2,56	1,89
B (1')	1,33	1,27	1,28	1,71	1,78	1,29	1,77	1,66	1,61	1,26	1,72	1,51	1,68
A+B	3,02	3,13	3,54	4,1	4,43	3,1	3,98	4,12	3,57	2,93	3,96	4,07	3,57
C (1')	1,26	1,18	1,2	1,18	1,27	1,09	1,38	1,07	1,36	1,03	1,17	1,27	1,38
A+B+C	4,28	4,31	4,54	5,28	5,7	4,19	5,35	5,19	4,93	3,96	5,14	5,34	4,94
D (1')	1,06	1,01	1,18	1,01	0,99	1,02	1,05	1,02	1,03	0,88	0,96	1,07	0,99
A+B+C+D	5,33	5,32	5,72	6,29	6,69	5,2	6,4	6,21	5,96	4,84	6,1	6,41	5,94
E (1')	0,93	0,99	1,05	0,99	0,95	0,9	0,97	0,9	0,99	0,82	0,85	0,82	0,96
A+B+C+D+E	6,27	6,3	6,77	7,29	7,64	6,11	7,37	7,11	6,95	5,66	6,95	7,23	6,9

Récupération cumulé cuivre (g)

50 g/t PAX 100 g/t PAX 200 g/t PAX 300 g/t PAX 400 g/t PAX

61

25 20 15 10 5 0

Figure 18 - Récupération Cumulée du cuivre au cours du temps avec le DTP

0 1 2 3 4 5 6

Temps (minutes)

Figure 17 - Récupération Cumulée du cuivre au cours du temps avec le PAX

Récupération cumulée cuivre (g)

25

20

15

10

0

5

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

0 1 2 3 4 5 6

Temps (minutes)

25

20

15

10

5

Récupération cumulée cuivre (g)

0

25 g/t PAX+ 100 g/t DTP 50 g/t PAX+ 100 g/t DTP 75 g/t PAX+ 100 g/t DTP 100 g/t PAX+ 100 g/t DTP

62

Figure 20 - Récupération Cumulée du cobalt au cours du temps avec le PAX

0 1 2 3 4 5 6

Temps (minutes)

Figure 19 - Récupération Cumulée du cuivre au cours du temps avec les essais d'association

Récupération cumulée cobalt (g)

4

9

8

0

7

6

5

3

2

1

50 g/t PAX 100 g/t PAX 200 g/t PAX 300 g/t PAX 400 g/t PAX

0 1 2 3 4 5 6

Temps (minutes)

9

8

7

6

5

4

3

2

Récupération cumulée cobalt (g)

1

0

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

63

Figure 22 - Récupération Cumulée du cobalt au cours du temps avec les essais d'association

0 1 2 3 4 5 6

Temps (minutes)

Figure 21 - Récupération Cumulée du cobalt au cours du temps avec le DTP

Récupération cumulée cobalt (g)

4

9

8

0

7

6

5

3

2

1

25 g/t PAX+ 100 g/t DTP 50 g/t PAX+ 100 g/t DTP 75 g/t PAX+ 100 g/t DTP 100 g/t PAX+ 100 g/t DTP

0 1 2 3 4 5 6

Temps (minutes)

64

L'allure parabolique des courbes des figures 18 à 23 montre que la récupération des espèces étudiées (cuivre et cobalt) augmente en fonction de l'évolution du temps de flottation et ne tend pas vers un palier, c'est-à-dire que plus le temps de flottation augmente, plus le poids cumulé récupéré du cuivre et du cobalt augmente. Ceci montre clairement que les poids cumulés finals du cobalt sont faibles avec des valeurs inférieures à 8 g par rapport aux poids cumulé du cuivre qui offrent des valeurs supérieures à 10 g.

5.3 Récupération au cours du temps

Pour comparer les résultats obtenus avec différents collecteurs, chaque courbe de récupération cumulée sera transformée en une valeur qui représente la performance du collecteur en termes de récupération du cuivre et/ou du cobalt.

Ceci a été fait en divisant le poids de chaque fraction par le temps de flottation par rapport à la courbe de récupération cumulée des espèces en fonction du temps à différents intervalles de temps (0-1, 1-2, 2-3, 3-4, 4-5 minute) et en rapportant la valeur obtenue au point milieu de chaque intervalle de temps pour représenter toute la classe.

Les tableaux 13 et 14 reprennent respectivement les valeurs des vitesses de récupération du cuivre et du cobalt pour différents collecteurs aux différentes doses et les figures 23 à 28 en sont des illustrations.

65

Tableau 13 - Vitesses de récupération de cuivre des collecteurs (g/min)

Intervalle de temps	Essais avec PAX					Essais avec DTP				Essais d'association PAX + DTP
	50 g/t	100 g/t	200 g/t	300 g/t	400 g/t	25 g/t	50 g/t	75 g/t	100 g/t	25 g/t	50 g/t	75 g/t	100 g/t
0-1	3,98	9,24	7,85	6,19	5,82	3,98	4,99	6,02	5,45	3,84	6,52	5,82	4,88
1-2	3,1	4,31	3,68	4,23	3,99	2,99	4,08	3,45	3,98	2,81	5,21	4,12	4,08
2-3	2,93	2,66	2,7	2,69	2,73	2,09	3,15	2,17	3,18	2,18	3,26	3,24	2,99
3-4	2,13	2,06	2,65	2,18	2,16	1,77	2,17	2,06	2,36	1,78	2,56	3,14	2,75
4-5	1,8	1,9	2	2	1,9	1,4	1,8	1,9	1,7	2	2,3	2,8	2,7

Tableau 14 - Vitesses de récupération de cobalt des collecteurs (g/min)

Intervalle de temps	Essais avec PAX					Essais avec DTP					Essais de synergie PAX + DTP
	50 g/t	100 g/t	200 g/t	300 g/t	400 g/t	25 g/t		50 g/t	75 g/t	100 g/t	25 g/t	50 g/t	75 g/t	100 g/t
0-1	1,69	1,86	2,06	2,39	2,65	1,81		2,2	2,46	1,96	1,67	2,25	2,56	1,89
0-2	1,33	1,27	1,28	1,71	1,78	1,29		1,77	1,66	1,61	1,26	1,72	1,51	1,68
0-3	1,26	1,18	1,2	1,18	1,27	1,09		1,38	1,07	1,36	1,03	1,17	1,27	1,38
0-4	1,06	1,01	1,18	1,01	0,99	1,02		1,05	1,02	1,03	0,88	0,96	1,07	0,99
0-5	0,93	0,99	1,05	0,99	0,95	0,9		0,97	0,9	0,99	0,82	0,85	0,82	0,96
50 g/t PAX 100 g/t PAX 200 g/t PAX 300 g/t PAX 400 g/t PAX

66

12

10

8

6

4

2

Vitesse de récupération cuivre (g/min)

0

Figure 24 -Vitesses de récupération du cuivre au cours du temps avec le DTP

0 1 2 3 4 5

Temps (minutes)

12

11

10

9

8

7

6

5

4

3

2

Vitesse de récupération cuivre (g/min)

1

0

Figure 24 -Vitesses de récupération du cuivre au cours du temps avec le PAX

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

0 1 2 3 4 5

Temps (minutes)

0 1 2 3 4 5

Temps (minutes)

Figure 25 -Vitesses de récupération du cuivre au cours du temps avec les essais d'association

0 1 2 3 4 5

Temps (minutes)

Figure 26 -Vitesses de récupération du cobalt au cours du temps avec le DTP

67

12

10

8

6

4

2

Vitesse de récupération cuivre (g/min)

0

3

2,5

2

1,5

1

Vitesse de récupération cobalt (g/min)

0,5

0

25 g/t PAX+ 100 g/t DTP 50 g/t PAX+ 100 g/t DTP 75 g/t PAX+ 100 g/t DTP 100 g/t PAX+ 100 g/t DTP

50 g/t PAX 100 g/t PAX 200 g/t PAX 300 g/t PAX 400 g/t PAX

0 1 2 3 4 5

Temps (minutes)

Figure 27 -Vitesses de récupération du cobalt au cours du temps avec le DTP

0 1 2 3 4 5

Temps (minutes)

Figure 28 -Vitesses de récupération du cobalt au cours du temps dans les essais

d'association

68

3

2,5

2

1,5

1

Vitesse de récupération Cobalt (g/min)

0,5

3

2,5

2

1,5

1

Vitesse de récupération cobalt (g/min)

0,5

0

25 g/t DTP 50 g/t DTP 75 g/t DTP 100 g/t DTP

25 g/t PAX+ 100 g/t DTP 50 g/t PAX+ 100 g/t DTP 75 g/t PAX+ 100 g/t DTP 100 g/t PAX+ 100 g/t DTP

69

L'allure asymptotique des courbes des figures 23 à 28 montre que la vitesse de flottation des espèces diminue avec l'augmentation du temps de flottation. Cette diminution peut être expliquée par le fait que plus on récupère les fractions dans le concentré au début de la flottation, plus la quantité de matière diminue, ce qui traduit la diminution de la vitesse à la fin de l'opération de flottation.

5.4 Vitesses initiales de flottation

L'extrapolation de chaque courbe des figures 23 à 28 au temps zéro donne des valeurs des vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt pour l'étude comparative de chaque collecteur étudié. Les différentes vitesses initiales trouvées pour les trois collecteurs sont reprises dans les tableaux 15 et 16.

Tableau 15 - Vitesses initiales de récupération du cuivre

Cuivre	Doses	Equations	R^2	Vitesses initiale
PAX	50	y = 0,033x^2 - 0,700x + 4,263	0,969	4,263
	100	y = 0,756x^2 - 5,475x + 11,48	0,977	11,48
	200	y = 0,569x^2 - 4,119x + 9,378	0,934	9,378
	300	y = 0,327x^2 - 2,682x + 7,458	0,998	7,458
	400	y = 0,273x^2 - 2,334x + 6,900	0,999	6,900
DTP	25	y = 0,13x^2 - 1,288x + 4,593	0,995	4,593
	50	y = 0,073x^2 - 1,196x + 5,623	0,993	5,623
	75	y = 0,427x^2 - 3,102x + 7,345	0,983	7,345
	100	y = 0,114x^2 - 1,483x + 6,099	0,995	6,099
DTP + PAX	25	y = 0,195x^2 - 1,446x + 4,528	0,996	4,528
	50	y = 0,239x^2 - 2,305x + 7,759	0,983	7,759
	75	y = 0,25x^2 - 1,952x + 6,641	0,978	6,641
	100	y = 0,167x^2 - 1,408x + 5,615	0,981	5,615

70

Tableau 16 - Vitesses initiales de récupération du cobalt

Cobalt	Doses	Equations	R^2	Vitesses initiale
PAX	50	y = 0,023x^2 - 0,296x + 1,801	0,969	1,801
	100	y = 0,075x^2 - 0,578x + 2,083	0,956	2,8083
	200	y = 0,097x^2 - 0,697x + 2,296	0,894	2,296
	300	y = 0,12x^2 - 0,95x + 2,841	0,998	2,841
	400	y = 0,135x^2 - 1,094x + 3,149	0,999	3,149
DTP	25	y = 0,066x^2 - 0,541x + 2,026	0,973	2,026
	50	y = 0,054x^2 - 0,549x + 2,499	0,995	2,499
	75	y = 0,135x^2 - 1,054x + 2,938	0,987	2,938
	100	y = 0,038x^2 - 0,444x + 2,183	0,988	2,183
DTP + PAX	25	y = 0,055x^2 - 0,486x + 1,888	0,997	1,888
	50	y = 0,084x^2 - 0,777x + 2,638	0,995	2,638
	75	y = 0,117x^2 - 0,977x + 2,923	0,955	2,923
	100	y = 0,019x^2 - 0,351x + 2,099	0,965	2,099

5.5 Indices de coefficient de vitesse

Les pentes des chacune de droites de vitesses initiales reprises dans le tableau 17 sont des indices de coefficient de vitesse de récupération du cuivre et du cobalt pour chaque collecteur.

10

8

6

4

Vitesses initiales (g/min)

14

12

Cuivre

Cobalt

y = -0,0157x + 12,72 R² = 0,9485

y = 0,0038x + 1,6314 R² = 0,9842

Figure 29 -Vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt en fonction des doses du

PAX

2

0

10 110 210 310 410 510

Doses ( g/t)

71

Cuivre Cobalt

y = 0,025x + 4,3552 R² = 0,4977

y = 0,0036x + 2,1847 R² = 0,0853

Vitesses initiales (g/t)

8 7 6 5 4 3 2 1

0

20 40 60 80 100

Doses (g/t)

Figure 30 -Vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt en fonction des doses du

DTP

	9
	8 7		Cuivre Cobalt
Vitesses initiales (g/min)	6 5 4 3			y = 0,0086x + 5,6001 R^2 = 0,04
	2 1 0				y = 0,0037x + 2,1582 R^2 = 0,0617

Figure 31 - Vitesses initiales de récupération du cuivre et du cobalt en fonction des doses du

DTP+PAX

20 40 60 80 100

Doses (g/t)

72

Tableau 17 - Indices de coefficient de Vitesse

Collecteurs	Constantes cinétiques de récupération
	Cuivre	Cobalt
PAX	-0,0157	0,0038
DTP	0,025	0,0036
DTP + PAX	0,0086	0,0037

La comparaison des indices des coefficients de vitesse de récupération du cuivre et du cobalt avec chaque collecteur pris individuellement, et leur mélange permet de dire que les essais d'associations sont moins susceptibles d'assurer la séparation recherchée, au regard de la figure 31 qui montrent des droites de régression linéaire parallèles, et par conséquent les espèces minérales flotteraient à la même vitesse.

Les droites relatives au DTP de la figure 30 se caractérisent par un léger écart pouvant permettre la séparation recherchée mais avec des performances peu appréciables au regard des constantes cinétiques obtenues.

La situation s'inverse pour le cuivre à la figure 30 sur laquelle les pentes du cuivre et du cobalt sont telles que leurs vitesses de flottation sont nettement différentes pouvant permettre leur séparation. La différence des vitesses de flottation se traduit par les constantes cinétiques obtenues.

Il ressort de ce qui précède que la séparation du cuivre et du cobalt peut être envisagée avec l'utilisation du PAX comme collecteur. Il permet d'assurer des vitesses de flottation différentes pour leurs espèces minérales. En effet, il y a lieu d'exploiter cette caractéristique pour produire deux concentrés respectivement riches en cuivre et cobalt.

73

CONCLUSION GENERALE

L'objectif poursuivi dans ce travail était d'entrevoir une séparation du cuivre et du cobalt, contenus dans un même concentré mixte, et de comparer du point de vue performances métallurgiques et cinétique, les réactifs collecteurs utilisés, en l'occurrence l'amyl xanthate de potassium, et le DTP, dans la flottation d'un concentré mixte oxyde - sulfure étudié.

Pour y parvenir, nous nous sommes proposé de favoriser la flottation du cuivre et favoriser la dépression du cobalt qui restera concentré dans le rejet à l'aide du cyanure de sodium, tout en prévoyant d'évaluer l'impact qu'aurait la variation du pH sur cette séparation, d'étudier l'influence du sulfurant en présence du cyanure de sodium sur la récupération du cuivre, d'étudier la dépression du cobalt par variation des doses du cyanure de sodium, d'évaluer l'influence de la substitution du PAX par le DTP sur la récupération du cuivre, d'étudier l'impact d'association du PAX et du dithiophosphate sur la séparation, et enfin, d'expliquer les résultats obtenus lors des essais par une étude cinétique.

Les tests de flottation réalisés avec différents réactifs dont particulièrement les types de collecteurs, ont permis de mettre en évidence les conditions qui permettraient d'envisager cette séparation, en favorisant le flottation du cuivre et la dépression du cobalt. L'amyl xanthate de potassium et le dithiophosphate DTP ont été les collecteurs utilisés.

Les meilleures conditions d'utilisation des réactifs pouvant permettre cette séparation sont :

? 1000 g/t de sulfhydrate de sodium (NaHS) ;

? 100 g/t de l'amyl xanthate de potassium (PAX) ; ? 500 g/t du cyanure de sodium (NaCN) ;

? pH 11.

La substitution du PAX par le DTP n'a pas amélioré la séparation. Avec ce réactif, les meilleurs résultats de la flottation du cuivre ont été obtenus à la dose de 100 g/t du dithiophosphate. La dépression du cobalt a été entravée par cette substitution.

Les essais d'association de l'amyl xanthate de potassium et du dithiophosphate ont montré qu'il n'y a pas de synergie entre ces deux collecteurs étant donné que la flottation du cuivre s'est dépréciée par rapport au DTP. Les doses optimales d'association du dithiophosphate à l'amyl xanthate de potassium ont été respectivement de 50 et 100 g/t.

74

Une étude cinétique a été menée par exploitation des facteurs qui sont des indices du coefficient des vitesses des minéraux de cuivre et de cobalt obtenus par l'établissement des droites de régression des vitesses initiales en fonction des doses des collecteurs, et a permis de constater que :

? pour le cas du PAX, les indices du cuivre et du cobalt sont telles que leurs vitesses de flottation sont nettement différentes pouvant permettre leur séparation. La différence des vitesses de flottation se traduit par les constantes cinétiques obtenues ;

? les droites relatives au DTP se caractérisent par un léger écart pouvant permettre la séparation recherchée mais avec des performances peu appréciables au regard des constantes cinétiques obtenues ;

? les essais d'associations sont moins susceptibles d'assurer la séparation recherchée, au regard de la figure correspondante qui montrent des droites régression linéaire parallèles, et par conséquent les espèces minérales flotteraient à la même vitesse ;

Il ressort de ce qui précède que la séparation du cuivre et du cobalt peut être envisagée avec l'utilisation du PAX comme collecteur. Il permet d'assurer des vitesses de flottation différentes pour leurs espèces minérales. En effet, il y a lieu d'exploiter cette caractéristique pour produire deux concentrés respectivement riches en cuivre et cobalt.

Pour ce qui est de ce travail, l'objectif n'a pas été atteint, du fait qu'on a travaillé sur un concentré mixte, et il nous a été difficile de déterminer la part de flottabilité de chaque espèce. Cependant, ce travail a permis de donner les conditions dans lesquelles cette séparation pouvait être envisagée.

Ainsi, nous recommandons aux futurs chercheurs de travailler sur des concentrés de même nature, c'est-à-dire, soit des oxydés, soit des sulfurés et séparer le cuivre du cobalt avec les réactifs qui ont été utilisé dans ce travail, de faire également un choix judicieux des réactifs activateurs ou déprimant d'un minéral particulier. Si le cyanure sera utilisé come déprimant du cobalt, essayer de l'utiliser à des faibles doses pour n'est pas déprimer à la même occasion les minéraux de cuivre. Pour ceux qui travailleront avec des minéraux sulfurés, envisager de flotter le cobalt à des pH acides, et tenter d'utiliser le sulphate de cuivre comme activateur. Entrevoir également une étude du temps de flottation.

Kalenga Ngoy Mwana ,2012 ; Cours de préparation de minerais ; Fac. Polytechnique UNILU, Lubumbashi RDC. Inédit.

75

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES

A Blackburn, D. et Bergeron, M. 1999 ; Protocole d'évaluation de la traitabilité des sédiments, des sols et des boues à l'aide des technologies minéralurgiques, Ministère des Travaux publics et Services gouvernementaux du Canada, Sainte-Foy.

Barry A. Wills, Tim Napier-Munn, 2005, Mineral processing technology, Elsiever science and technology books, 7th edition, p.p. 267-300.

Blazy, 1970 ; La valorisation des minerais, Presse universitaire de France, Paris, p. 416

Blazy et Jdid (E.-A.) ; 09-2000 - Flottation : aspects pratiques. Traité Génie des procédés. [J 3 360] ; Techniques de l'ingénieur.

Ek, C. et Masson. A, 1973 ; Cours de minéralurgie et préparation des minerais, Edition Derroux, Liège.

Davorin M.I. Dobrovic, 1986; chief Metallurgical engineer, Mining Chemicals Handbook Page 94

Evrard et Van Liedre, 2006 ; Préparation des minerais, Fac des Sciences Appliquées, Université Catholique de Louvain.

HUANG Zhujun, 2009 ; Efficacité de Capture dans les Procédés de Flottation ; institut national des sciences appliquées de Toulouse ; thèse de doctorat.

H. HAVRE, 1962, Préparation mécanique et concentration des minerais par flottation et sur les liqueurs denses, Librairie Ch.beranger, Paris.

François Turgeon., Optimisation d'un procédé de flottation en colonne à des fins environnementales pour la récupération des particules fines et ultrafines de chalcopyrite ; Université de Québec, INRS Géo - Ressources. Inédit.

76

Kanda Tumba Jean Marie., 2012 Etude de flottabilité de la malachite à l'aide de l'Amyl xanthate de potassium et des acides gras, thèse de doctorat, Université de Liège.

Kelly et Spottiswood. 1982, Introduction to Mineral processing, New York: John Willey et Sons.

Shengo Lutandula Michel., 2013 ; Etude de recyclage de l'eau résiduaire des minerais oxydés Cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi, thèse de Doctorat, Université de Liège.

T.A. Rickard, 1921, Concentration by flotation, New York: Springr-Verlag.

URL -1 http://www.flottec.com (Visité 07/09/2015) URL -2 http://www.alibaba.com (Visité 08/09/2015) URL -3 http://www.chemblink.com (Visité 08/09/2015). URL - 4 http: // www.aotongchem.com (Visité le 09/09/2015) URL - 5 http: // www.danafloat.com (Visité le 10/10/2015)

77

Annexe A- influence de la variation du pH

Annexe A1 - Résultats détaillés obtenus à pH 8

4435/1	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	PAX	G 41
A	1'	51,59	10,43	6,06	3,13	6,82	4,18	2,16	9,54	1000	100	20
B	1'	45,07	9,11	6,62	2,98	6,51	3,69	1,66	7,35
		96,66	19,54	6,32	6,11	13,33	3,95	3,82	16,89
C	1'	30,7	6,20	6,76	2,08	4,53	3,56	1,09	4,83
		127,36	25,74	6,43	8,19	17,86	3,86	4,91	21,72
D	1'	27,76	5,61	6,95	1,93	4,21	3,53	0,98	4,33
		155,12	31,35	6,52	10,11	22,07	3,80	5,89	26,05
E	1'	21,88	4,42	6,68	1,5	3,19	3,52	0,77	3,41
		177	35,77	6,54	11,58	25,26	3,76	6,66	29,46
Rejet		317,79	64,23	10,78	34,26	74,74	5,02	15,95	70,54
Alim		494,79	100	9,26	45,83	100	4,57	22,62	100	1000	100	20

78

Annexe A2 - Résultats détaillés obtenus à pH 9

4435/2	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	PAX	G 41
A	1'	49,46	10,01	8,81	4,36	9,54	4,18	2,07	8,99	1000	100	20
B	1'	37,81	7,65	9,13	3,45	7,56	3,95	1,49	6,49
		87,27	17,66	8,95	7,81	17,10	4,08	3,56	15,48
C	1'	31,93	6,46	8,69	2,77	6,08	3,88	1,24	5,39
		119,2	24,12	8,88	10,58	23,17	4,03	4,80	20,87
D	1'	28,08	5,68	8,42	2,36	5,18	3,86	1,08	4,71
		147,28	29,80	8,79	12,95	28,35	3,99	5,88	25,58
E	1'	23,39	4,73	7,68	1,8	3,93	3,76	0,88	3,82
		170,67	34,54	8,64	14,74	32,28	3,96	6,76	29,40
Rejet		323,5	65,46	9,56	30,93	67,72	5,02	16,24	70,60
Alim		494,17	100	9,24	45,67	100	4,65	23,00	100	1000	100	20

79

Annexe A3 - Résultats détaillés obtenus à pH 10

4435/3	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	PAX	G 41
A	1'	54,54	10,92	9,95	5,43	11,38	3,96	2,16	11,34	1000	100	20
B	1'	33,53	6,71	8,8	2,95	6,19	3,73	1,25	6,57
		88,07	17,63	9,51	8,38	17,57	3,87	3,41	17,91
C	1'	25,7	5,14	8,69	2,23	4,68	3,75	0,96	5,06
		113,77	22,77	9,33	10,61	22,25	3,84	4,37	22,97
D	1'	24,99	5,00	8,03	2,01	4,21	3,7	0,92	4,86
		138,76	27,78	9,09	12,62	26,46	3,82	5,30	27,82
E	1'	20,08	4,02	8,5	1,7	3,58	3,8	0,76	4,01
		158,84	31,79	9,02	14,32	30,04	3,82	6,06	31,83
Rejet		340,74	68,21	9,79	33,36	69,96	3,81	12,98	68,17
Alim		499,58	100	9,54	47,68	100	3,81	19,04	100	1000	100	20

80

Annexe A4 - Résultats détaillés obtenus à pH 11

4435/4	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	PAX	DTP
A	1'	53,45	10,70	12,45	6,65	14,69	3,55	1,90	8,91	1000	100	20
B	1'	36,01	7,21	9,13	3,29	7,26	3,35	1,21	5,67
		89,46	17,90	11,11	9,94	21,95	3,47	3,10	14,58
C	1'	34,3	6,86	9,22	3,16	6,98	4,01	1,38	6,46
		123,76	24,77	10,59	13,10	28,93	3,62	4,48	21,04
D	1'	28,88	5,78	8,11	2,34	5,17	3,71	1,07	5,03
		152,64	30,55	10,12	15,45	34,10	3,64	5,55	26,07
E	1'	24,45	4,89	7,83	1,9	4,23	3,83	0,94	4,40
		177,09	35,44	9,80	17,36	38,33	3,66	6,49	30,47
Rejet		322,56	64,56	8,66	27,93	61,67	4,59	14,81	69,53
Alim		499,65	100	9,07	45,29	100	4,26	21,29	100	1000	100	20

81

Annexe A5- Résultats détaillés obtenus à pH 12

4435/5	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	PAX	G 41
A	1'	47,48	9,50	10,41	4,94	13,26	3,25	1,54	8,46	1000	100	20
B	1'	27,37	5,48	9,41	2,58	6,91	3,21	0,88	4,81
		74,85	14,98	10,04	7,52	20,17	3,24	2,42	13,27
C	1'	25,37	5,08	8,82	2,24	6,00	3,36	0,85	4,67
		100,22	20,05	9,73	9,76	26,17	3,27	3,27	17,94
D	1'	26,87	5,38	8,15	2,19	5,87	3,39	0,91	4,99
		127,09	25,43	9,40	11,95	32,05	3,29	4,19	22,94
E	1'	21,59	4,32	7,07	1,5	4,09	3,17	0,68	3,75
		148,68	29,75	9,06	13,47	36,14	3,28	4,87	26,69
Rejet		351,11	70,25	6,78	23,81	63,86	3,81	13,38	73,31
Alim		499,79	100	7,46	37,28	100	3,65	18,25	100	1000	100	20

82

Annexe B - Influence de la dose de sulfhydrate de sodium (NaHS) et de l'amyl xanthate de potassium (KAX)

Annexe B1 - Résultats détaillés obtenus avec la dose de 500 g/t de NaHS et 50 g/t de KAX

4435/6	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	44,7	8,96	8,9	3,98	8,23	3,77	1,69	7,35	500	500	50	20
B	1'	32,44	6,50	9,56	3,10	6,42	4,1	1,33	5,80
		77,14	15,47	9,18	7,08	14,65	3,91	3,02	13,16
C	1'	32,15	6,45	9,1	2,93	6,05	3,92	1,26	5,50
		109,29	21,91	9,15	10,01	20,70	3,91	4,28	18,66
D	1'	25,63	5,14	8,33	2,13	4,42	4,12	1,06	4,61
		134,92	27,05	9,00	12,14	25,11	3,95	5,33	23,26
E	1'	22,55	4,52	8,15	1,8	3,80	4,14	0,93	4,07
		157,47	31,58	8,88	13,98	28,92	3,98	6,27	27,34
Rejet		341,24	68,42	10,07	34,36	71,08	4,88	16,65	72,66
Alim		498,71	100	9,69	48,34	100	4,60	22,92	100	500	500	50	20

83

Annexe B2 - Résultats détaillés obtenus avec la dose de 1000 g/t de NaHS et 100 g/t de KAX

4435/7	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	54,67	10,96	16,9	9,24	19,88	3,41	1,86	9,22	1000	500	100	20
B	1'	39,46	7,91	10,92	4,31	9,27	3,21	1,27	6,27
		94,13	18,88	14,39	13,55	29,15	3,33	3,13	15,49
C	1'	31,55	6,33	8,43	2,66	5,72	3,73	1,18	5,82
		125,68	25,20	12,90	16,21	34,87	3,43	4,31	21,31
D	1'	27,33	5,48	7,52	2,06	4,42	3,69	1,01	4,99
		153,01	30,68	11,94	18,26	39,30	3,47	5,32	26,30
E	1'	25,92	5,20	7,21	1,9	4,02	3,81	0,99	4,89
		178,93	35,88	11,25	20,13	43,32	3,52	6,30	31,19
Rejet		319,72	64,12	8,24	26,34	56,68	4,35	13,91	68,81
Alim		498,65	100	9,32	46,48	100	4,05	20,21	100	1000	500	100	20

84

Annexe B3 - Résultats détaillés obtenus avec la dose de 2000 g/t de NaHS et 200 g/t de KAX

4435/8	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	50,19	10,07	15,64	7,85	16,43	4,1	2,06	9,11	2000	500	200	20
B	1'	32,17	6,45	11,43	3,68	7,69	3,99	1,28	5,68
		82,36	16,52	14,00	11,53	24,12	4,06	3,34	14,80
C	1'	28,32	5,68	9,52	2,70	5,64	4,22	1,20	5,29
		110,68	22,20	12,85	14,22	29,76	4,10	4,54	20,09
D	1'	33,12	6,64	8,01	2,65	5,55	3,56	1,18	5,22
		143,8	28,85	11,74	16,88	35,31	3,97	5,72	25,31
E	1'	32,64	6,55	6,1	2,0	4,17	3,23	1,05	4,67
		176,44	35,39	10,69	18,87	39,48	3,84	6,77	29,98
Rejet		322,08	64,61	8,98	28,92	60,52	4,91	15,81	70,02
Alim		498,52	100	9,59	47,79	100	4,53	22,58	100	2000	500	200	20

85

Annexe B4 - Résultats détaillés obtenus avec la dose de 3000 g/t de NaHS et 300 g/t de KAX

4435/9	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	41,29	8,28	14,98	6,19	13,85	4,81	1,99	8,88	3000	500	300	20
B	1'	35,66	7,15	11,85	4,23	9,46	4,79	1,71	7,64
		76,95	15,42	13,53	10,41	23,32	4,80	3,69	16,52
C	1'	27,88	5,59	9,64	2,69	6,02	4,24	1,18	5,29
		104,83	21,01	12,50	13,10	29,34	4,65	4,88	21,80
D	1'	25,57	5,12	8,51	2,18	4,87	3,96	1,01	4,53
		130,4	26,14	11,71	15,27	34,21	4,52	5,89	26,33
E	1'	32,64	6,54	6,12	2,0	4,47	3,04	0,99	4,44
		163,04	32,68	10,59	17,27	38,69	4,22	6,88	30,77
Rejet		335,89	67,32	8,15	27,38	61,31	4,61	15,48	69,23
Alim		498,93	100	8,95	44,65	100	4,48	22,37	100	3000	500	300	20

86

Annexe B5 - Résultats détaillés obtenus avec la dose de 4000 g/t de NaHS et 400 g/t de KAX

4435/10	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	43,42	8,70	13,41	5,82	13,44	6,11	2,65	12,12	4000	500	400	20
B	1'	33,87	6,78	11,77	3,99	9,20	5,25	1,78	8,12
		77,29	15,48	12,69	9,81	22,63	5,73	4,43	20,24
C	1'	30,82	6,17	8,87	2,73	6,31	4,13	1,27	5,81
		108,11	21,65	11,60	12,54	28,94	5,28	5,70	26,06
D	1'	24,69	4,95	8,73	2,16	4,97	3,99	0,99	4,50
		132,8	26,60	11,07	14,70	33,92	5,04	6,69	30,56
E	1'	27,92	5,59	6,91	1,9	4,45	3,4	0,95	4,34
		160,72	32,19	10,35	16,63	38,37	4,75	7,64	34,89
Rejet		338,52	67,81	7,89	26,71	61,63	4,21	14,25	65,11
Alim		499,24	100	8,68	43,34	100	4,38	21,89	100	4000	500	400	20

87

Annexe C - Influence de la dose de cyanure de Sodium

Annexe C1 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 400 g/t

4435/12	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	52,03	10,44	16,57	8,62	18,83	3,57	1,86	8,29	1000	400	100	20
B	1'	40,79	8,19	9,82	4,01	8,75	4,1	1,67	7,46
		92,82	18,63	13,60	12,63	27,58	3,80	3,53	15,75
C	1'	34,48	6,92	8,63	2,98	6,50	4,25	1,47	6,54
		127,3	25,55	12,26	15,60	34,07	3,92	5,00	22,29
D	1'	29,72	5,97	7,65	2,27	4,97	4,09	1,22	5,42
		157,02	31,52	11,38	17,88	39,04	3,96	6,21	27,71
E	1'	22,3	4,48	7,2	1,6	3,51	4,02	0,90	4,00
		179,32	35,99	10,86	19,48	42,55	3,96	7,11	31,71
Rejet		318,89	64,01	8,25	26,31	57,45	4,8	15,31	68,29
Alim		498,21	100	9,19	45,79	100	4,50	22,41	100	1000	400	100	20

88

Annexe -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 500 g/t

4435/13	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	54,67	10,96	16,9	9,24	19,88	3,51	1,92	9,34	1000	500	100	20
B	1'	39,46	7,91	10,92	4,31	9,27	3,91	1,54	7,51
		94,13	18,88	14,39	13,55	29,15	3,68	3,46	16,85
C	1'	31,55	6,33	8,43	2,66	5,72	3,73	1,18	5,73
		125,68	25,20	12,90	16,21	34,87	3,69	4,64	22,58
D	1'	27,33	5,48	7,52	2,06	4,42	3,69	1,01	4,91
		153,01	30,68	11,94	18,26	39,30	3,69	5,65	27,49
E	1'	25,92	5,20	7,21	1,9	4,02	3,81	0,99	4,81
		178,93	35,88	11,25	20,13	43,32	3,71	6,63	32,30
Rejet		319,72	64,12	8,24	26,34	56,68	4,35	13,91	67,70
Alim		498,65	100	9,32	46,48	100	4,12	20,54	100	1000	500	100	20

89

Annexe C 3 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 600 g/t

4435/14	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PÄX	G 41
A	1'	54,99	11,03	16,71	9,19	18,37	3,85	2,12	9,13	1000	600	100	20
B	1'	33,78	6,78	10,49	3,54	7,08	3,9	1,32	5,68
		88,77	17,81	14,34	12,73	25,45	3,87	3,43	14,81
C	1'	37,17	7,46	8,13	3,02	6,04	3,86	1,43	6,19
		125,94	25,26	12,51	15,75	31,50	3,87	4,87	21,00
D	1'	35,13	7,05	8,27	2,91	5,81	3,88	1,36	5,88
		161,07	32,31	11,58	18,66	37,30	3,87	6,23	26,88
E	1'	31,11	6,24	8,06	2,5	5,01	3,4	1,06	4,56
		192,18	38,55	11,01	21,17	42,32	3,79	7,29	31,44
Rejet		306,3	61,45	9,42	28,85	57,68	5,19	15,90	68,56
Alim		498,48	100	10,03	50,02	100	4,65	23,19	100	1000	600	100	20

90

Annexe C 4 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 700 g/t

4435/15	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	49,25	9,87	12,94	6,37	13,64	3,72	1,83	8,10	1000	700	100	20
B	1'	33,16	6,65	8,53	2,83	6,05	3,86	1,28	5,66
		82,41	16,52	11,17	9,20	19,69	3,78	3,11	13,76
C	1'	33,94	6,80	7,79	2,64	5,66	3,9	1,32	5,85
		116,35	23,32	10,18	11,85	25,35	3,81	4,44	19,61
D	1'	26,51	5,31	7,47	1,98	4,24	3,92	1,04	4,59
		142,86	28,64	9,68	13,83	29,58	3,83	5,47	24,21
E	1'	26,3	5,27	7,29	1,9	4,10	3,88	1,02	4,51
		169,16	33,91	9,31	15,74	33,69	3,84	6,50	28,72
Rejet		329,68	66,09	9,4	30,99	66,31	4,89	16,12	71,28
Alim		498,84	100	9,37	46,73	100	4,53	22,62	100	1000	700	100	20

91

Annexe C5 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 800 g/t

4435/16	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	G 41
A	1'	47,16	9,46	11,29	5,32	11,49	3,59	1,69	7,13	1000	800	100	20
B	1'	38,04	7,63	8,55	3,25	7,02	3,94	1,50	6,32
		85,2	17,10	10,07	8,58	18,51	3,75	3,19	13,45
C	1'	41,52	8,33	7,8	3,24	6,99	3,99	1,66	6,98
		126,72	25,43	9,32	11,82	25,50	3,83	4,85	20,43
D	1'	38,07	7,64	7,32	2,79	6,01	4,4	1,68	7,06
		164,79	33,07	8,86	14,60	31,51	3,96	6,52	27,49
E	1'	20,27	4,07	6,67	1,4	2,92	3,77	0,76	3,22
		185,06	37,14	8,62	15,95	34,43	3,94	7,29	30,71
Rejet		313,24	62,86	9,7	30,38	65,57	5,25	16,45	69,29
Alim		498,3	100	9,30	46,34	100	4,76	23,73	100	1000	800	100	20

92

Annexe D - Influence de la dose de Dithiophosphate

Annexe D1-Résultats détaillés obtenus avec la dose de 25 g/t

4435/17	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	DTP	G 41
A	1'	54,3	10,92	7,33	3,98	9,06	3,64	1,98	8,63	1000	500	25	20
B	1'	42,42	8,53	7,05	2,99	6,81	4,13	1,75	7,65
		96,72	19,44	7,21	6,97	15,87	3,85	3,73	16,28
C	1'	40,19	8,08	7,79	3,13	7,13	4,11	1,65	7,21
		136,91	27,52	7,38	10,10	23,00	3,93	5,38	23,50
D	1'	32,19	6,47	7,5	2,41	5,50	3,76	1,21	5,29
		169,1	33,99	7,40	12,52	28,50	3,90	6,59	28,78
E	1'	20,28	4,08	6,9	1,4	3,19	4,45	0,90	3,94
		189,38	38,07	7,35	13,92	31,68	3,96	7,49	32,73
Rejet		308,06	61,93	9,74	30,01	68,32	5	15,40	67,27
Alim		497,44	100	8,83	43,92	100	4,60	22,90	100	1000	500	25	20

93

Annexe D2-Résultats détaillés obtenus avec la dose de 50 g/t

4435/18	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	DTP	G 41
A	1'	52,81	10,59	9,45	4,99	9,66	4,17	2,20	9,71	1000	500	50	20
B	1'	47,8	9,58	8,54	4,08	7,90	4,1	1,96	8,64
		100,61	20,17	9,02	9,07	17,56	4,14	4,16	18,35
C	1'	40,22	8,06	8,5	3,42	6,62	4,2	1,69	7,45
		140,83	28,23	8,87	12,49	24,17	4,15	5,85	25,79
D	1'	25,49	5,11	8,51	2,17	4,20	4,12	1,05	4,63
		166,32	33,34	8,81	14,66	28,37	4,15	6,90	30,42
E	1'	23,9	4,79	7,45	1,8	3,45	4,07	0,97	4,29
		190,22	38,14	8,64	16,44	31,81	4,14	7,87	34,71
Rejet		308,57	61,86	11,42	35,24	68,19	4,8	14,81	65,29
Alim		498,79	100	10,36	51,68	100	4,55	22,69	100	1000	500	50	20

94

Annexe D3 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 75 g/t

4435/19	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	DTP	G 41
A	1'	54,79	10,98	10,99	6,02	13,08	4,49	2,46	11,32	1000	500	75	20
B	1'	43,48	8,71	7,93	3,45	7,49	3,82	1,66	7,64
		98,27	19,70	9,64	9,47	20,57	4,19	4,12	18,96
C	1'	27,61	5,53	7,87	2,17	4,72	3,87	1,07	4,92
		125,88	25,23	9,25	11,64	25,28	4,12	5,19	23,88
D	1'	25,57	5,13	8,07	2,06	4,48	3,99	1,02	4,69
		151,45	30,36	9,05	13,71	29,77	4,10	6,21	28,57
E	1'	23,2	4,65	8,15	1,9	4,11	3,87	0,90	4,13
		174,65	35,01	8,93	15,60	33,87	4,07	7,11	32,71
Rejet		324,27	64,99	9,39	30,45	66,13	4,51	14,62	67,29
Alim		498,92	100	9,23	46,05	100	4,36	21,73	100	1000	500	75	100

95

Annexe D4 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 100 g/t

4435/20	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	DTP	G 41
A	1'	45,46	9,15	11,37	5,17	10,72	4,51	2,05	8,62	1000	500	100	20
B	1'	39,29	7,91	10,13	3,98	8,26	4,31	1,69	7,12
		84,75	17,07	10,80	9,15	18,98	4,42	3,74	15,75
C	1'	37,49	7,55	9,97	3,74	7,75	4,4	1,65	6,94
		122,24	24,62	10,54	12,89	26,73	4,41	5,39	22,69
D	1'	31,49	6,34	8,84	2,78	5,77	4,36	1,37	5,78
		153,73	30,96	10,19	15,67	32,50	4,40	6,77	28,46
E	1'	30,07	6,06	5,76	1,7	3,59	3,3	0,99	4,17
		183,8	37,01	9,47	17,40	36,10	4,22	7,76	32,64
Rejet		312,79	62,99	9,85	30,81	63,90	5,12	16,01	67,36
Alim		496,59	100	9,71	48,21	100	4,79	23,77	100	1000	500	100	20

96

Annexe E - Influence d'association du Dithiophosphate et de l'Amyl xanthate de potassium

Annexe E1 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 25 g/t dithiophosphate

4435/21	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	DTP	G 41
A	1'	42,79	8,57	8,97	3,84	8,38	3,9	1,67	7,28	1000	500	100	25	20
B	1'	34,74	6,96	8,1	2,81	6,15	3,63	1,26	5,50
		77,53	15,53	8,58	6,65	14,53	3,78	2,93	12,77
C	1'	28,26	5,66	7,72	2,18	4,76	3,65	1,03	4,50
		105,79	21,19	8,35	8,83	19,29	3,74	3,96	17,27
D	1'	24,43	4,89	6,99	1,71	3,73	3,61	0,88	3,85
		130,22	26,09	8,10	10,54	23,02	3,72	4,84	21,12
E	1'	22,77	4,56	8,86	2,0	4,41	3,59	0,82	3,56
		152,99	30,65	8,21	12,56	27,43	3,70	5,66	24,68
Rejet		346,18	69,35	9,6	33,23	72,57	4,99	17,27	75,32
Alim		499,17	100	9,17	45,79	100	4,59	22,94	100	1000	500	100	25	20

97

Annexe E2 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 50 g/t dithiophosphate

4435/22	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	DTP	G 41
A	1'	56,27	11,27	11,58	6,52	12,80	4,1	2,31	9,80	1000	500	100	50	20
B	1'	47,64	9,54	10,94	5,21	10,24	3,91	1,86	7,91
		103,91	20,82	11,29	11,73	23,03	4,01	4,17	17,71
C	1'	33,51	6,71	9,73	3,26	6,40	3,5	1,17	4,98
		137,42	27,53	10,91	14,99	29,44	3,89	5,34	22,69
D	1'	29,09	5,83	8,81	2,56	5,03	3,7	1,08	4,57
		166,51	33,36	10,54	17,55	34,47	3,86	6,42	27,27
E	1'	25,55	5,12	9,1	2,3	4,57	3,32	0,85	3,60
		192,06	38,48	10,35	19,88	39,03	3,78	7,27	30,87
Rejet		307,06	61,52	10,11	31,04	60,97	5,3	16,27	69,13
Alim		499,12	100	10,20	50,92	100	4,72	23,54	100	1000	500	100	50	20

98

Annexe E3 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 75 g/t dithiophosphate

4435/23	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	DTP	G 41
A	1'	52,76	10,58	11,04	5,82	11,74	4,86	2,56	14,50	1000	500	100	75	20
B	1'	42,21	8,47	9,76	4,12	8,30	3,57	1,51	8,52
		94,97	19,05	10,47	9,94	20,04	4,29	4,07	23,02
C	1'	36,31	7,28	8,91	3,24	6,52	3,5	1,27	7,19
		131,28	26,34	10,04	13,18	26,56	4,07	5,34	30,20
D	1'	34,68	6,96	9,04	3,14	6,32	3,09	1,07	6,06
		165,96	33,30	9,83	16,31	32,87	3,86	6,41	36,26
E	1'	33,73	6,77	8,34	2,8	5,67	2,42	0,82	4,62
		199,69	40,06	9,58	19,13	38,54	3,62	7,23	40,88
Rejet		298,76	59,94	10,21	30,50	61,46	3,5	10,46	59,12
Alim		498,45	100	9,96	49,63	100	3,55	17,69	100	1000	500	100	75	20

99

Annexe E4 -Résultats détaillés obtenus avec la dose de 100 g/t dithiophosphate

4435/24	Temps	POIDS		Cuivre			Cobalt			Conditions opératoires
		(g)	%	%	Pds(g)	Rdt(%)	%	Pds(g)	Rdt(%)	NaHS	NaCN	PAX	DTP	G 41
A	1'	44,36	8,90	10,39	4,61	9,69	4,25	1,89	8,02	1000	500	100	100	20
B	1'	41,26	8,28	10,69	4,41	9,27	4,11	1,70	7,21
		85,62	17,18	10,53	9,02	18,96	4,18	3,58	15,23
C	1'	32,37	6,50	10,13	3,28	6,89	4,25	1,38	5,85
		117,99	23,68	10,42	12,30	25,86	4,20	4,96	21,09
D	1'	33,12	6,65	9,6	3,18	6,68	4,11	1,36	5,79
		151,11	30,33	10,24	15,48	32,54	4,18	6,32	26,88
E	1'	29,56	5,93	9,28	2,7	5,77	3,25	0,96	4,09
		180,67	36,26	10,09	18,22	38,31	4,03	7,28	30,96
Rejet		317,6	63,74	9,24	29,35	61,69	5,11	16,23	69,04
Alim		498,27	100	9,55	47,57	100	4,72	23,51	100	1000	500	100	100	20