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Etude du recyclage d'eau résiduaire dans la flottation des minerais cuprocobaltiferes sulfurisé de Luiswishi au NCK.

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par Alidor SHIKIKA
Université de Lubumbashi - bachelier en science de là€™ingénieur/étudiant master2genie chimique 2015
  

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Novembre 2015

REPUBLIQUE DEMOCRATIQUE DU CONGO
UNIVERSITE DE LUBUMBASHI

ECOLE SUPERIEURE DES INGENIEURS INDUSTRIELS

Département de génie chimique et matériaux

« ETUDE DU RECYCLAGE D'EAU RESIDUAIRE

DANS LA FLOTTATION DES MINERAIS

SULFURES DE LUISWISHI AU NCK »

Par MBAYA SHIKIKA Alid'or

Travail présenté et défendu en vue de l'obtention du grade de bachelier en sciences de l'ingénieur.

Directeur : Pr.Dr.Ir. Michel SHENGO

II

Dédicace

A vous, Ledoux Lenduka et Claudine Ndaya,

J'avais à peine cinq ans que vous receviez déjà des notes avec ces mots (Chers Parents) pour faire appel à vos énergies financières, temporelles et intemporelles, et à aucun cas vous n'avez renoncé à vos responsabilités. Merci d'avoir toujours donné de ce que vous êtes afin que je sois qui je suis. La formation pour laquelle vous avez tant investi a donné ses fruits. Sur le plan matériel, je n'ai ni or ni argent qui couvriront tous vos biens faits et hauts faits, de ma part je prie la source éternelle qu'elle fasse de vos jours heureux sur terre enfin que vous goutiez à la source pour laquelle vous avez tant investi.

Votre fils, Alidor shikika.

III

Remerciements

Cette oeuvre scientifique que nous venons de réaliser n'est exclusivement pas le fruit de nos efforts personnels, Plusieurs personnes nous ont transmis une part de leur énergie afin de nous permettre de compléter cette étude. Sans leurs idées, leur écoute et leur support, notre tâche aurait été plus difficile. Nous tenons donc à remercier les personnes suivantes pour qui nous vouons une grande considération.

Que celui qui veux jeter des fleurs à ce mémoire les destine en premier lieu au Pr.Dr.Ir Michel SHENGO pour la direction de ce travail, qu'il trouve à travers cette expression ; notre profonde gratitude.

Nos remerciements s'adressent en plus à nos géniteurs : Papa Ledoux LENDUKA et Maman Claudine NDAYA, pour leur soutien inconditionné dans tous les domaines sans exception aucune... nul n'aurait pu faire mieux qu'eux.

En outre nous pensons à nos frères et soeurs : Lydia Tshibola, Emily Lubuya, Marcel Ngandu, Giselle Ntumba, Joel Nshindi, Tresor Kamanyola, Nel's Eloi, Nelly Mwenyi.A ceux dont l'avenir est long, que cette oeuvre vous incite à faire mieux dans vos études.

Nous pensons à nos cousins et cousines : Christian kalambayi, Sarah Tshibola, paradiah Mbeya, christelle Mwenyi. Qu'ils trouvent ici l'expression de notre attachement distingué.

Nos gratitudes s'adressent aussi à tous nos oncles et tantes et très particulièrement au couple Tété Mulanga et Célestin pour leurs encouragements, conseils et prière qui nous ont conduits à l'élaboration de cette oeuvre.

A mes très chers Moise Mudingila et Abel Beya, jamais vous avez cherché à m'égarer de la bonne voie et surtout vos conseils et encouragements font de moi aujourd'hui un ingénieur.

Nous pensons à tous ceux qui nous cherient malgré nous : Diane Kyulu, Julie Nkulu, Claude Bauma, Roddy Kiwele. Votre amour et assistance morale nous ont permis de franchir certaines étapes de la vie et d'atteindre ce moment fort et inoubliable.

Nous pensons à nos collègues et martyrs de lutte : nous citons Landry Nkashama, Fiston Angali, Bernis Baruani, Telly Telliace. Pour tous les moments de joie et de tristesse consentis le long de notre parcours académique et surtout les discussions scientifiques entreprises pour l'élaboration de ce travail.

Nous pensons en plus à Maman Generose Nkulu pour tous les conseils nous adressés lors de notre inscription dans l'établissement.

Que tous ceux dont les noms ne sont pas repris dans cette oeuvre trouvent à travers elle l'expression de notre haute considération car la place qu'ils occupent dans notre coeur est si grande que celle qu'ils occuperaient dans ce travail.

A tous nous disons merci ! Alidor Shikika

IV

Résumé

La présente recherche s'intéresse à l'amélioration de la gestion des effluents liquides de la flottation des minerais du cuivre du Katanga et suggère le recyclage comme stratégie permettant la protection de l'environnement, la gestion durable des ressources hydriques et de l'économie des réactifs de flottation. Il se fixe pour objectif de déterminer le taux de recyclage optimal de l'eau résiduaire et d'optimiser la consommation de réactifs pendant la flottation des minerais sulfurés cuprocobaltifères du remblai 337SE01 de la mine de Luiswishi.

Les minerais étudiés ont été flottés à l'aide du KAX comme collecteur et NaHS comme agent sulfurant en utilisant l'eau résiduaire issue de la décantation du concentré industriel final du Nouveau Concentrateur de Kipushi (NCK) avec réplication au laboratoire des conditions de flottation industrielles. L'approche méthodologique adoptée comprend :

? La caractérisation chimique, minéralogique et granulochimique des minerais concernés ainsi que l'étude de la broyabilité, la caractérisation physicochimique de l'eau d'alimentation du NCK et de l'eau résiduaire extraite de l'over flow de la décantation du concentré industriel ;

? La flottation des minerais dans les conditions de référence avec variation concomitante de la proportion d'eau recyclée dans l'alimentation et des doses du sulfurant (NaHS) et du collecteur (KAX).

L'évaluation des performances de la flottation des minerais étudiés a été faite sur base du critère fixé par l'industriel, c'est-à-dire obtenir un concentré titrant au moins 2% Co avec un rendement de récupération supérieur à 80%.

A l'issue des tests de flottation, les résultats obtenus ont montré qu'il est possible de recycler intégralement dans l'alimentation de la flottation du minerai étudié l'eau résiduaire concernée tout en réduisant de 50% la consommation des réactifs et obtenir un concentré ayant les caractéristiques similaires à celles du concentré fourni par la flottation des minerais étudiés sans recyclage de l'eau.

V

Table des matières

Dédicace I

Remerciements III

Résumé IV

Table des matières V

Liste d'abréviations et symboles utilisés VII

Liste des figures VIII

Liste des tableaux IX

Introduction 1

PREMIERE PARTIE : ETUDE BIBLIOGRAPHIQUE 3

CHAPITRE 1 : APERCU SUR LE NOUVEAU CONCENTRATEUR DE KIPUSHI 4

1.1. Historique sur l'exploitation du gisement de Luiswishi 4

1.2. Aperçu sur la géologie du gisement de Luiswishi 5

1.3. Localisation du Nouveau Concentrateur de Kipushi et description de son procédé 5

CHAPITRE 2 : GENERALITES SUR LA FLOTTATION 9

2.1. Définition de la flottation 9

2.2. Réactifs de flottation 10

2.2.1. Collecteurs 10

2.2.2. Moussants 13

2.2.3. Activants 13

2.2.4. Déprimants 14

2.2.5. Régulateurs de pH 14

2.3. Paramètres de flottation 14

2.4. Critère d'évaluation des résultats d'une opération de flottation 15

2.4.1. Rendement de récupération du métal de valeur 15

2.4.2. Taux de concentration du métal de valeur 15

2.4.3. Rendement pondéral du concentré 16

CHAPITRE 3 : RECYCLAGE DE L'EAU RESIDUAIRE DANS LA FLOTTAION DES MINERAIS

17

3.1. Recyclage interne et externe de l'eau résiduaire en flottation des minerais 17

3.2. Recyclage de l'eau dans la flottation des minerais cuprocobaltifères du Katanga 18

DEUXIEME PARTIE : PARTIE EXPERIMENTALE 21

CHAPITRE 4 : MATERIELS ET METHODES 22

4.1. Matériel 22

VI

4.1.1. Eau résiduaire et eau d'alimentation du NCK 22

4.1.2. Minerai 22

4.2. Procédures d'échantillonnage 22

4.2.1. Echantillonnage de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire du NCK 22

4.2.2. Echantillonnage et préparation du minerai 23

4.3. Procédures de préparation et d'analyse des échantillons 23

4.3.1. Caractérisation physicochimique de l'eau 23

4.3.2. Caractérisation du minerai 27

4.4. Procédures d'expérimentation 29

4.4.1. Flottation du minerai dans les conditions de référence 29

4.4.2. Flottation avec recyclage de l'eau résiduaire 31

CHAPITRE 5 : PRESENTATION ET INTERPRETATION DES RESULTATS 33

5.1. Résultats de la caractérisation du minerai sulfuré Cu-Co du remblai 337SE01 33

5.1.1. Résultats de l'analyse chimique du minerai 33

5.1.2. Résultats de l'analyse minéralogique du minerai 34

5.1.3. Résultats de l'étude de broyabilité du minerai 34

5.1.3. Résultats de l'analyse granulométrique du minerai 35

5.1.4. Résultats de l'analyse granulochimique du minerai 35

5.2. Résultats de la caractérisation physicochimique de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire 36

5.3. Résultats du recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation du minerai 38

5.3.1. Résultat de la détermination de la proportion optimale d'eau résiduaire recyclable 38

5.3.2. Résultat de l'optimisation du dosage des réactifs pendant le recyclage de l'eau résiduaire

40

Conclusion 45

Références bibliographiques 47

VII

Liste d'abréviations et symboles utilisés

°C : degré Celsius

°F : degré français

337SE01:indexation du remblai sud est

a:teneur de l'utile dans l'alimentation

A:poids de l'alimentation

AML: association momentanée de Luiswishi

c: teneur de l'utile dans le concentré

C:pois du concentré

C1: concentré 1

:concentré 2

C3: concentré 3

C4:concentré 4

C5 : concentré 5

CG: concentré gangue

CMSK: compagnie minière du sud Katanga

CRM: contrôle et recherche métallurgique

DF: down froth

EDTA : acide éthylène-diamino-tétra

acétique

EMT: étude métallurgique

ICP : inducted coupled plasma

KAX: amylxanthate de potassium

NaHS: sulfhydrate de sodium

NCK: nouveau concentrateur de Kipushi

NET: noir eriochrome

OF: over flow

PA: pureté analytique

pH: potentiel d'hydrogène

R:pois du rejet

r:teneur de l'utile dans le rejet

RDC: république démocratique du Congo

rpm: rotation par minute

UF: Under flow

ð:rendement poids au concentré

ñ:rendement métal au concentré

ô:taux de concentration

VIII

Liste des figures

Figure 1- Exploitation du gisement de Luiswishi 4

Figure 2 - Location du Nouveau Concentrateur de Kipushi 6

Figure 3- Flowsheet du NCK 8

Figure 4- Fixation des particules hydrophobe aux bulles d'air 9

Figure 5-Mode d'action d'un collecteur 10

Figure 6- Classification des collecteurs utilisés dans la flottation des minerais Erreur ! Signet non

défini.

Figure 7- Mode d'action d'un moussant 13

Figure 8 - Points de consommation d'eau pendant le traitement des minerais sulfurés 17

Figure 9- Flowsheet pour la flottation du minerai sulfuré cuprocobaltifère de Luiswishi 29

Figure 10- Courbe de broyabilité du minerai 34

Figure 11- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cuivre pour un dosage des

réactifs à 100% 39
Figure 12- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cobalt pour un dosage des

réactifs à 100% 39
Figure 13- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cuivre à un dosage des

réactifs réduit à 75% 41
Figure 14- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cobalt à un dosage des

réactifs réduit à 75% 41
Figure 15- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cuivre à un dosage des

réactifs réduit à 50% 43
Figure 16- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cobalt à un dosage des

réactifs réduit à 50% 43

IX

Liste des tableaux

Tableau 1- Pratiques de gestion de l'eau résiduaire de la flottation des minerais au Katanga 18

Tableau 2-Régime des réactifs utilise pendant la flottation dans les conditions de référence 30

Tableau 3- Variation du dosage des réactions de flottation 32

Tableau 4-Proportion de l'eau résiduaire recyclée dans l'alimentation 32

Tableau 5- composition chimique du minerai sulfuré cuprocobaltifère du remblai 337SE01 33

Tableau 6-Caractéristiques granulométriques du minerai 35

Tableau 7- Caractéristiques granulochimiques du minerai 36

Tableau 8- Caractéristiques physicochimiques de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire du NCK36 Tableau 9- Rendement de récupération et teneur en cuivre et cobalt en fonction de la proportion de

l'eau résiduaire introduite dans l'alimentation 38
Tableau 10- Rendement de récupération et teneur en cuivre et cobalt en fonction de la proportion de

l'eau recyclée avec un dosage des réactifs a 75% 40
Tableau 11- Rendement de récupération et teneur en cuivre et cobalt en fonction de la proportion de

l'eau recyclée avec un dosage des réactifs a 50% 42

1

Introduction

Le concentrateur de Kipushi est un complexe industriel de production des concentrés cuprocobaltifères par la flottation des minerais. Ce procédé de traitement des minerais exige l'utilisation d'importantes quantités d'eaux de qualité permettant la mise en pulpe des minerais et leur transport, etc. Ces multiples usages de l'eau au concentrateur conduisent à la production d'eaux usées sous forme des effluents liquides. Bien que le législateur congolais a su intégré dans la loi minière de son pays la préoccupation environnementale (Journal officiel de la RDC, 2003, Lutandula et Kalenga, 2014), les effluents liquides continuent à être déversés dans les cours et ce, sans traitement préalable. Ce déversement est susceptible de conduire à la pollution des eaux réceptrices et va à l'encontre des bonnes pratiques de gestion d'eaux usées industrielles.

Différentes recherches antérieures à la nôtre ont suggéré le recyclage de l'eau résiduaire parmi les stratégies d'amélioration de la gestion des effluents liquides de la flottation des minerais réalisée au NCK. Cependant, des perturbations ont été observées sur la récupération du cuivre et du cobalt suite à l'introduction d'une grande proportion de l'eau recyclée dans l'alimentation. Par conséquent, un de recyclage plus petit de 20% a été suggéré afin de ne pas déranger la marche de la flottation des minerais et respecter le critère de performance de l'industriel, c'est-à-dire obtenir un concentré ayant une teneur en cobalt équivalent au double de celle d'alimentation et un rendement de récupération d'au moins 80%.

Le présent travail s'intéresse également à l'amélioration de la gestion des effluents de la flottation des minerais. Il se fixe pour objectif de déterminer le taux de recyclage de l'eau et d'optimiser la consommation des réactifs pendant la flottation des minerais sulfurés cuprocobaltifères du remblai 337SE01 de la mine de Luiswishi. La démarche méthodologique adoptée comprend :

? La caractérisation chimique et granulochimique des minerais à l'étude ainsi que l'étude de la broyabilité, la caractérisation physicochimique de l'eau d'alimentation du NCK et l'over flow de la décantation ;

2

? La flottation des minerais dans les conditions de référence, la variation concomitante de la proportion d'eau recyclée dans l'alimentation et des doses du sulfurant (NaHS) et du collecteur (KAX).

Les optima de différents paramètres étudiés ont été déterminés sur base des critères de performance fixés par l'industriel évoqué, ci haut.

Outre l'introduction et la conclusion, le présent travail comprend :

? Une revue bibliographique qui traite d'un aperçu sur le NCK, des généralités sur la flottation et le recyclage de l'eau résiduaire ;

? La présentation et discussion des résultats des essais de recyclage de l'eau dans la flottation des minerais à l'étude ;

? Les protocoles expérimentaux.

3

PREMIERE PARTIE : ETUDE BIBLIOGRAPHIQUE

C'est à partir de 1997 que l'exploitation du gisement de Luiswishi a été reprise par l'Association Momentanée de Luiswishi (AML) avec une approche doublement novatrice.

4

CHAPITRE 1 : APERCU SUR LE NOUVEAU CONCENTRATEUR DE

KIPUSHI

Ce chapitre est consacré à l'historique sur l'exploitation du gisement de Luiswishi et un aperçu sur sa géologie, la localisation du Nouveau Concentrateur de Kipushi (NCK) ainsi que la description de son procédé de flottation.

1.1. Historique sur l'exploitation du gisement de Luiswishi

Le gisement de Luiswishi se situe au Nord-ouest de la ville de Lubumbashi, sur la route nationale n°1 et aux environs du village Kawama (Katwika, 2012). Ce gisement renferme des minerais cuprocobaltifères (Figure 1).

Figure 1- Exploitation du gisement de Luiswishi

Les travaux de prospection du gisement de Luiswishi (figure 1) avaient été lancés en 1907 avant d'être poursuivis par intermittence jusqu'en 1948 et entre 1980 et 1983. Sa première exploitation minière remonte à 1922 et était limitée à l'extraction des minerais riche en cuivre avant sa poursuite jusqu'en 1930. Par la suite, l'exploitation du gisement se faisait alternativement de 1936 à 1939, de 1941 à 1944 et enfin, de 1945 à 1956. De 1956 à 1962, le gisement n'avait connu que des travaux de reprise des stocks des minerais entreposés à cause des difficultés rencontrées pendant leur traitement et le problème de coût.

5

En effet, elle était la matérialisation d'un premier partenariat entre l'Etat et le secteur privé, représentés respectivement par la Gécamines et l'Entreprise Générale Malta Forrest pour l'exploitation d'une mine congolaise d'une part et d'autre part, l'objectif était la production de cobalt (Munyololo, 2008).

1.2. Aperçu sur la géologie du gisement de Luiswishi

Les réserves du gisement de Luiswishi ont été estimées en 2007 entre 7,5 et 8 millions de tonnes des minerais titrant en moyenne environ 2,8% Cu et 1,0% Co (Munyololo, 2008). Le contexte géologique général situe ce gisement cuprocobaltifère dans la province métallogénique du CopperBelt située à la frontière congolo-zambienne où se situe l'alignement des différents gisements sur une longueur d'environ 700 Km.

Le gisement de Luiswishi s'étend en longueur sur environ 1300 mètres, en largeur sur plus ou moins 400 mètres, en profondeur sur environ 100 mètres et est entouré de brèches. (Katwika, 2012). Sa minéralisation primaire est constituée essentiellement de la chalcopyrite (CuFeS2) et de carrollite (CuCo2S4) disséminées. A ces deux minéraux sont associés d'autres sulfures notamment la pyrite et la bornite. Quant à la minéralisation secondaire formant la zone altérée du gisement, elle est constituée principalement de la malachite, de la pseudomalachite et de l'hétérogénite. Dans cette zone du gisement, la gangue des minerais est essentiellement siliceuse.

1.3. Localisation du Nouveau Concentrateur de Kipushi et description de

son procédé

Le Nouveau Concentrateur de Kipushi (NCK) est situé à environ 30 km de la ville de Lubumbashi dans l'enceinte du puits 5 de la mine souterraine de Kipushi (Figure 2). L'objectif de production de concentrés est fixé à 45.000 tonnes sèches de concentrés par mois à 8% cobalt et 15 à 20% cuivre.

6

Figure 2 - Localisation du Nouveau Concentrateur de Kipushi

Les minerais cuprocobaltifères traités au NCK sont transportés par camions bennes de la mine de Luiswishi. Ils sont entreposés sous forme des remblais que l'on mélange afin de préparer une alimentation adaptée au procédé de flottation utilisé. L'alimentation des minerais s'effectue à travers quatre trémies réceptrices placées chacune sur un «ampitrol» qui le déverse sur une bande transporteuse à débit bien contrôlé menant à la goulotte du broyeur autogène (cascade Mill).

Un premier appoint d'eauest fait au broyeur avec apport du premier réactif de flottation : le silicate de sodium. L'eau de broyage provient de la mine et du lac Kamarenge avec un débit d'environ 80 m3/h. La pulpe sortant du broyeur est pompée vers une batterie d' hydrocyclones dont l'over flow constitue l'alimentation de la section de pré-flottation des minerais avec apport du moussant. Quant à l'Under flow du cyclonage envoyé au rebroyage à environ 70% dans deux broyeurs de marque Tube Millet le reste (30%) dans le Cascade-Mill.

7

La pré-flottation a pour objectif d'éliminer le graphite et le talc qui sont des éléments gênants accompagnant les minerais cuprocobaltifères. Le seul réactif ajouté à ce niveau est le moussant Dowfroth (DP 200). La flottation des minerais proprement dite comprend les étapes décrites à l'aide du flowsheet de la figure 3, ci-dessous :

Figure 3- Flowsheet du NCK

8

9

CHAPITRE 2 : GENERALITES SUR LA FLOTTATION

Ce chapitre s'attarde sur la définition de la flottation des minerais ainsi que la description sommaire des réactifs et des paramètres qui l'influencent. Il se termine par les critères d'évaluation des résultats d'une opération de flottation des minerais.

2.1. Définition de la flottation

La flottation est un procédé physicochimique de séparation des matières solides en pulpe. Elle consiste à former avec certains minéraux un complexe plus léger que l'ensemble restant qui peut flotter et être facilement séparé des autres. Ce procédé permet de concentrer les minéraux valorisables en les séparant de la gangue, c'est-à-dire en réunissant les trois conditions essentielles suivantes (Gosselin, 1999) :

? Obtention des bulles d'air stables pouvant former une mousse ;

? Adhésion des minéraux à flotter aux bulles d'air formées ;

? Non-adhésion aux bulles de particules que l'on ne veut pas flotter ainsi que leur mouillage par l'eau.

La flottation conduit à l'obtention de deux produits à savoir (figure 4) :

1) le concentré contenant essentiellement la matière flottée ;

2) le rejet contenant principalement la matière non flottée.

Figure 4- Fixation des particules hydrophobe aux bulles d'air

10

2.2. Réactifs de flottation

Pour réaliser la flottation des minerais, il est nécessaire d'ajouter à la pulpe des réactifs chimiques qui sont généralement les collecteurs et les moussants. Dans la plus part des cas, des substances spécifiques sont employées soit pour empêcher la fixation de collecteurs sur certains minéraux (réactifs déprimants), soit pour permettre à ceux-ci de fixer sur un type donné des minéraux (réactifs activant). Les différents réactifs utilisés dans la flottation des minerais sont décrits, ci-dessous :

2.2.1. Collecteurs

Les collecteurs sont des substances organiques qui, en s'absorbant sélectivement sur la surface de certains minéraux, les rendent hydrophobes (Gosselin, 1999).Ils contiennent un groupe hydrocarboné non polaire aérophile et un groupe polaire qui se fixe sur le minéral à collecter (Figure 5).

Figure 5-Mode d'action d'un collecteur

Il existe des collecteurs ioniques et non ioniques. Parmi les collecteurs ioniques utilisés en flottation, on distingue ceux qui sont anioniques de ceux qui ne le sont pas. Les collecteurs anioniques se subdivisent en sous-groupes parmi lesquels on trouve les collecteurs oxhydriques qui comprennent les carboxylates connus comme les acides gras ou leurs savons, c'est-à-dire des collecteurs puissants avec une faible sélectivité. On y trouve aussi les sulfates et les sulfonâtes qui sont rarement utilisés ainsi que des collecteurs sulfhydriques. Ces derniers sont des collecteurs puissants et sélectifs dans la flottation des sulfures de métaux de base ou leurs oxydes après une activation par la sulfuration.

11

Les collecteurs sulfhydriques les plus utilisés sont les xanthates et dithiophosphates. Les premiers sont constitués des sels de sodium ou de potassium de l'acide xanthique et ont la formule chimique générale suivante (Adams etal.1986) :

Ces collecteurs ont une stabilité excellente pour la flottation des minerais en milieu neutre ou alcalin. Cette stabilité diminue sensiblement dans une pulpe acide et spécialement en dessous de pH égal à 4 (Adams et al. 1986). Parmi les xanthates, le normal butylxanthate de potassium (PNBX) présente une grande solubilisation dans l'eau dans un domaine de pH allant de 8 à 13et affiche une sélectivité élevée comparativement à l'amylxanthate de potassium (KAX). C'est ainsi que pour renforcer les propriétés collectrices des xanthates vis-à-vis des minéraux de cuivre et de cobalt, on ajoute une mixture à base de gasoil (70-85%) et de tall oïl (15-30%) comme collecteur secondaire.

En général, les collecteurs sont utilisés en faibles quantités afin de former une couche adsorbée sur la surface des particules. En dehors de son impact négatif sur les coûts opératoires, une augmentation de la concentration tend à réduire la sélectivité du collecteur avec comme conséquence la détérioration des performances de la flottation des minerais (Wills et Napier-Munn, 1979 ; Blazzy, 1977).

Glembotski et al. (1972) ont donné une classification plus détaillée des collecteurs utilisés dans la flottation des minerais.

12

13

2.2.2. Moussants

Une des conditions essentielle pour réaliser la flottation des minerais est l'obtention d'une mousse stable et qui ne présente pas des pouvoirs collecteurs afin de ne pas perturber la sélectivité du collecteur. La production de cette mousse implique l'addition d'un réactif moussant et l'injection des petites bulles d'air dans la pulpe (Ek et Masson, 1973).

Les moussants les plus communs sont des composés tensioactifs héteropolaires, c'est-à-dire constitués des molécules possédant une partie facilement mouillable par l'eau et une partie hydrophobe qui tend à demeurer hors de l'eau comme montré à la figure 7, ci-dessous (Gosselin, 1999) :

Figure 7- Mode d'action d'un moussant

2.2.3. Activants

Ces réactifs sont utilisés afin de flotter sélectivement certains minéraux qui normalement flottent difficilement ou presque pas en présence uniquement des collecteurs et des agents moussants. Pour les minéraux oxydés de cuivre et de cobalt, on utilise comme activants les sulfhydrate de sodium (NaHS).Le sulfure de sodium, qui est aussi un activant des minéraux oxydés, est quant à lui de plus en plus abandonné du fait qu'il rend la pulpe alcaline et déprime également les minéraux à valoriser s'il est utilisé en grand excès (Adams et al. 1986).

14

2.2.4. Déprimants

La dépression est utilisée pour accroitre la sélectivité de la flottation des minerais. Différents déprimants sont utilisés en flottation et leurs actions sont complexes et variées. Dans la plupart des cas, elles sonttrès peu comprises et rendent ainsi la dépression plus difficile à contrôler. Le déprimant le plus utilisé dans la flottation des minerais oxydés du cuivre est le silicate de sodium(Na2O.nSiO2).Il déprime le quartz et les silicates, disperse les boues de la gangue. En effet, la présence des boues ultrafines peut accidentellement déprimer les minéraux utiles. Utilisé à des doses excessives, le silicate de sodium réduit la sélectivité de la flottation en déprimant les minéraux utiles.

2.2.5. Régulateurs de pH

Ces réactifs permettent d'ajuster l'alcalinité ou l'acidité de la pulpe. Dans la plus part des opérations de la flottation, les minerais sont traités en milieu alcalin ou neutre. Il est donc nécessaire de contrôler et d'ajuster le pH de la pulpe à l'aide des régulateurs afin de créer les conditions favorisant l'action de chacun des réactifs de flottation.

Les réactifs communément employés comme régulateurs du pH sont la chaux et le carbonate de soude. Parfois, la soude caustique est utilisée pour l'élever le pH et l'acide sulfurique et l'acide sulfureux pour l'abaisser.

2.3. Paramètres de flottation

Le nombre des variables qui interviennent dans le processus physicochimique est très grand (Ek et Masson, 1973).Ces variables ou paramètres peuvent être classées en trois groupes important à savoir :

? Les paramètres chimiques ,
·

? Les paramètres liés à l'appareillage ,
·

? Les paramètres liés à la préparation de la pulpe.

15

Les paramètres suivants affectent les plus la flottation (Glembotski et al. 1972) :

? La dose des réactifs et leur nature ,
·

? La granulométrie du minerai à flotter ,
· ? Le temps de flottation ,
·

? Le nombre d'étapes de flottation.

2.4. Critère d'évaluation des résultats d'une opération de flottation

Pour évaluer les résultats d'une opération de flottation, on se base sur les critères

suivants :

2.4.1. Rendement de récupération du métal de valeur

Il représente le rapport exprimé en pourcentage du poids de métal contenu dans le concentré à son poids dans l'alimentation. Pour une opération de flottation réussie, ce rendement de récupération (ñ) doit être le plus élevé possible afin de minimiser les pertes de métal dans les rejets et obtenir une grande récupération.

Sachant que A est le tonnage sec de l'alimentation d'une opération de flottation simple, C le tonnage sec du concentré, R le tonnage du rejet sec et a, c et r la teneur du métal de valeur respectivement dans l'alimentation, le concentré et le rejet de flottation, Le rendement de récupération ñ du métal est donné par la relation, ci-dessous :

Cc

?? = A??

c(a-r)

100= ??(??-??)100 (1)

2.4.2. Taux de concentration du métal de valeur

C'est le rapport de la teneur du métal dans le concentré sur sa teneur dans l'alimentation. Etant donné que l'on cherche toujours à obtenir un concentré avec une teneur aussi élevée que possible en métal utile par rapport au minerai, pour une meilleure séparation de la gangue des minéraux utiles , le taux de concentration (ô) doit être plus élevé que possible. Pour un même rendement de récupération de métal et pour des coûts de même ordre, le choix entre deux opérations de flottation se fera en privilégiant celui qui fournit un taux de concentration élevé. Le taux du concentré du métal ô est donné par :

ô=

c

??

(2)

16

2.4.3. Rendement pondéral du concentré

Il représente le rapport exprimé en pourcentage du poids du concentré au poids de l'alimentation. Le rendement pondéral(ð) doit être le plus élevé possible afin de minimiser les frais de transport tout en maintenant un rendement de récupération élevé. En effet, contrairement aux usines de concentration qui sont proches des sites d'extraction minière, la plupart d'usines hydro métallurgiques sont situées loin des usines de concentration.

Le rendement pondéral ð du concentré est donné par :

?? =

C A

a-r

100=

c-??

(3)

17

CHAPITRE 3 : RECYCLAGE DE L'EAU RESIDUAIRE DANS LA FLOTTAION DES MINERAIS

Ce chapitre traite du recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation des minerais avec une référence particulière aux travaux déjà réalisés sur les minerais cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi.

3.1. Recyclage interne et externe de l'eau résiduaire en flottation des

minerais

La flottation des minerais est une des opérations minéralurgiques consommatrices d'eau. En effet, elle se réalise dans des pulpes renfermant25-55% des particules solides. Pendant la flottation des minerais sulfurés du cuivre par exemple, ils sont d'abord soumis à la fragmentation par concassage laquelle, ne demande que peu d'eau pour la suppression des poussières et pour le refroidissement. C'est à l'étape de broyage que l'eau est utilisée en quantité suffisante pour fragmenter finement les minerais et obtenir la pulpe à soumettre à la flottation afin de séparer les minéraux utiles ou les sulfures de la gangue (figure 8).

Figure 8 - Points de consommation d'eau pendant le traitement des minerais sulfurés

18

La gangue ou le rejet de flottation ainsi que le concentré sont envoyés dans des décanteurs afin de séparer les solides de l'eau résiduaire qui peut être réutilisée à l'étape de broyage des minerais. La reprise de l'eau du concentré pour sa réutilisation constitue un recyclage interne contrairement à la récupération de l'eau du rejet de flottation qui est le recyclage externe.

Le recyclage externe est aussi réalisé lorsqu'on récupère les eaux usées municipales pour les utiliser, après un traitement physique, dans d'autres industries peu exigeantes du point de la qualité de l'eau.

3.2. Recyclage de l'eau dans la flottation des minerais cuprocobaltifères du

Katanga

Peu d'études antérieures à la nôtre ont été menées sur le recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation des minerais cuprocobaltifères du Katanga. Elles ont toutes été réalisées dans le but de contribuer à l'amélioration de la gestion des effluents liquides de la flottation des minerais. Les travaux réalisés par Shengo (2013) constituent le point de départ de plusieurs recherches sur le recyclage de l'eau résiduaire de la flottation des minerais au Katanga où son déversement dans les cours d'eau est la pratique de gestion établie (Shengo et al. 2014).

Tableau 1- Pratiques de gestion de l'eau résiduaire de la flottation des minerais au

Katanga

Concentrator

Age

State/Category

Process water management method

Boss Mining/CAMEC

-

Operating /Refurbished

DAF for recycling/ to Dikuluwe River

Ancient Concentrator in Kipushi

1935

Abandoned /Ancient

Release to Kafubu River

Kolwezi Concentrator

1941

Operating /Refurbished

Release to Kamatete River.

Kambove Concentrator

1963

Operating /Ancient

Release to Kabambankola River

Kamoto Concentrator

1968

Operating /Refurbished

To Luilu, Kalemba and Musonoi Rivers

Musoshi Concentrator

1972

Abandoned /Ancient

Release to Kafubu River

New Concentrator in Kipushi

1994

Operating/Refurbished

Release to Kafubu River

Dikulushi Mill Plant

2004

Operating /New

Storage in a lined pond and recycling

MMG Kinsevere HMS - plant

2006

Operating/ New

Storage in a lined pond and recycling

19

En effet, complétant les travaux réalisés par Shengo (2013) sur la flottation des minerais cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi, MWAMBA (2013) a simulé au laboratoire le recyclage de l'eau en dopant l'eau d'alimentation avec les espèces ions observés dans l'eau résiduaire industrielle. Ses travaux lui ont permis de déterminer les concentrations maximales des ions calcium (60 mg/L), magnésium (50 mg/L) et bicarbonates (100 mg/L) n'affectant pas les performances de l'ébauchage de la flottation des minerais oxydés cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi.

De son côté, Mbala (2013) a aussi déterminé les concentrations maximales admissibles des ions sulfates et chlorures dans l'eau d'alimentation de la flottation des minerais dans une démarche similaire à Mwamba (2013). Poursuivant les travaux entrepris par ses prédécesseurs, Umba (2014), est parvenu à recycler 50% de l'eau résiduaire industrielle dans l'alimentation de la flottation des minerais cuprocobaltifères mixtes sulfures-oxydes du gisement de Luiswishi. Les résultats de ces recherches ont montré la possibilité de recycler une grande proportion d'eau résiduaire tout en gardant les performances de l'ébauchage de la flottation des minerais, c'est-à-dire obtenir un concentré contenant plus de 2% Co avec un rendement de récupération de 80%.

Dans la même vision que Umba (2014), les travaux de Muteba (2014) sur le recyclage de l'eau résiduaire ont permis d'optimiser le dosage des réactifs pendant la flottation des minerais cuprocobaltifères mixtes oxydes-sulfures du gisement de Luiswishi. Il a été observé, à l'échelle du laboratoire, la possibilité de conserver les performances de l'ébauchage de la flottation des minerais tout en réduisant de 50% la consommation du sulfurant (NaHS) et du collecteur (KAX) via le recyclage dans l'alimentation 50% de l'eau résiduaire extraite des rejets de la flottation industrielle.

Contrairement aux travaux antérieurs, axés principalement sur le recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation des minerais cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi, les récentes recherches menées par Mbaya (2015) ont permis d'établir des similitudes entre l'eau d'over flow de la décantation du concentré final industriel et l'eau d'alimentation du concentrateur de la CMSK du point de vue de la qualité physicochimique. En outre, elles ont permis un recyclage total de l'eau résiduaire concernant pendant la flottation complète des minerais cuprocobaltifères mixtes oxydes-sulfures avec une réduction de 25% la consommation des réactifs (NaHS et KAX).

20

Les différentes études dont les résultats viennent d'être passés en revue, comme d'ailleurs celles de Shengo (2013), ont permis une meilleure compréhension des phénomènes influençant les performances de la flottation des minerais pendant le recyclage de l'eau résiduaire. Les résultats obtenus par Mbaya (2015) ont eu le mérite de rencontrer quelques-unes des préoccupations de Shengo (2013), c'est-à-dire l'augmentation du taux de recyclage pendant l'ébauchage (> 20%) et le finissage (> 10%) de la flottation des minerais cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi. De plus, ils ont montré la possibilité d'économiser les réactifs de flottation comme le préconisait Shengo (2013).

Le taux de recyclage élevé de l'eau résiduaire atteint lors des travaux de Mbaya (2015) s'explique du fait qu'il a utilisé des minerais cuprocobaltifères mixtes sulfures-oxydes ainsi que l'over flow de la décantation du concentré industriel final contrairement à Shengo (2013).

La présente étude constitue le prolongement des recherches entreprises par Shengo (2013) et poursuivies par Mbaya (2015). Elle se propose de tirer profit des résultats des travaux précédents avec lesquelles elle se distingue uniquement suite à l'utilisation des minerais sulfurés du gisement de Luiswishi.

21

DEUXIEME PARTIE : PARTIE EXPERIMENTALE

22

CHAPITRE 4 : MATERIELS ET METHODES

Ce chapitre est consacré à la description du matériel, des procédures d'échantillonnage, d'expérimentation et analytiques utilisés pendant le recyclage de l'eau résiduaire.

4.1. Matériel

Le matériel utilisé dans ce travail comprend principalement l'eau résiduaire et le minerai sulfuré cuprocobaltifère du gisement de Luiswishi. Il comprend également les réactifs, les solvants, la verrerie, les outils de laboratoire et les appareils d'analyse. Les composants de ce second groupe du matériel seront décrits dans les sous sections se rapportant à leur utilisation.

4.1.1. Eau résiduaire et eau d'alimentation du NCK

L'eau résiduaire utilisée dans ce travail provient de l'over flow de la décantation du concentré industriel final du NCK. Quant à l'eau d'alimentation, il provient du lac Kamarenge à Kipushi.

4.1.2. Minerai

Le minerai sur lequel a porté la présente étude provient du remblai 337SE01 de la mine de Luiswishi.

4.2. Procédures d'échantillonnage

L'échantillonnage a été réalisé à l'aide des procédures différentes dans les cas de l'eau et du minerai utilisés pendant les tests de flottation.

4.2.1. Echantillonnage de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire du NCK

L'eau du lacKamarenge a été échantillonnée à plusieurs reprises dans l'enceinte de l'usine à l'aide d'un sceau en plastique de 15 L afin d'obtenir selon le besoin journalier un volume de 60 L. Elle a servi de référence pour la détermination des performances de la flottation du minerai à l'étude. Quant à l'eau résiduaire, des prélèvements consécutifs de l'over flow de la décantation du concentré final de la flottation des minerais au NCK ont été

23

effectués afin de constituer un volume de 200L dans un fût en plastique pour sa clarification avant l'utilisation.

4.2.2. Echantillonnage et préparation du minerai

Un premier exhaustif échantillonnage du minerai a été effectué à l'aide d'une pelleteuse sur le tas du minerai du remblai indexé stocké dans l'enceinte du concentrateur. Un deuxième échantillonnage a été réalisé par quartage après une préparation par concassage et tamisage afin d'obtenir un minerai concassé (- 2 mm) pour les tests de recyclage de l'eau résiduaire. Pour cet échantillonnage le matériel énuméré, ci-dessous, a été utilisé :

· Une bèche ;

· Un sac porte échantillon ;

· Un concasseur à mâchoires de laboratoire ;

· Un concasseur à cylindres de laboratoire ;

· Un tamis de maille 2 mm ;

· Une balance.

4.3. Procédures de préparation et d'analyse des échantillons

La préparation des échantillons d'eau résiduaire formant l'over flow de la décantation du concentré industriel final a consisté en clarification par décantation gravitaire avant d'être soumis à la caractérisation. Quant au minerai, les échantillons ont été concassés et tamisés afin d'obtenir la matière (- 2 mm) à soumettre à l'analyse.

4.3.1. Caractérisation physicochimique de l'eau

Deux séries d'analyse de caractérisation ont été effectuées afin de déterminer la qualité des échantillons de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire utilisées pendant la flottation du minerai de notre intérêt.

1°Première série d'analyses de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire

La qualité de l'eau a été déterminée sur base des paramètres, ci-après :

· le pH de l'eau mesuré à l'aide d'un pH-mètre à l'aide de l'analyseur multi-paramètres Consort C933 ;

24

· Les concentrations d'ions métalliques (Co, Cu, Zn, Cd, Fe, Mn, Ni et Pb) déterminées par dosage spectrophotométrique à l'appareil de marque ANALTIKJENA AA 300;

· la concentration de l'ion sulfate par l'analyse volumétrique classique. 2° Deuxième série d'analyses de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire

Ces analyses ont permis de déterminer la dureté totale de l'eau par dosage volumétrique de complexation du calcium et du magnésium avec une solution aqueuse décimolaire d'éthylène diamine tétraacétique (EDTA) en présence d'une solution ammoniacale (NH4OH/NH4Cl) et du noir d'ériochrome(NET) tampon comme indicateur coloré. Elles ont également permis de déterminer la conductivité électrique de l'eau à l'aide de l'analyseur multi-paramètres Consort C933.

Pour la réalisation de différentes analyses évoquées ci-haut, les appareils, les réactifs suivants ont été utilisés :

· Deux bouteilles en polyéthylène de 1,5 L pour les échantillons à analyser ;

· Deux béchers de 250 ml ;

· Deux pipettes de 100 ml

· 4 papiers filtres ;

· Une balance analytique de marque Mettler Toledo;

· Une plaque chauffante ;

· Une étuve de marque Memmert;

· Une éprouvette graduée de 10mL ;

· Deux entonnoirs ;

· Un titrette digitale avec cartouche d'EDTA ;

· Deux creusets en porcelaine.

Pendant la caractérisation des échantillons d'eau de notre intérêt, les procédures analytiques décrites, ci-dessous, ont été mises en oeuvre :

a) Détermination du pH

Elle a été réalisée en procédant comme suit :

· Etalonner le pH-mètre avec des solutions tampon de pH connus ;

· Plonger l'électrode de mesure dans l'eau placée dans un bécher de 150 ml ;

25

· Lire la valeur stable qui s'affiche sur l'écran ;

· Rincer l'électrode à l'eau distillée ou à analyser après chaque mesure. b) Détermination de la dureté

Pour cette analyse, les solutions à utiliser ont été préparées comme décrit, ci-dessous :

1) Préparation de la solution d'EDTA

La procédure de préparation comprend les étapes, ci-après :

· Peser de 3,722g des cristaux du réactif concerné ;

· Ajouter 0,5g de MgCl2de pureté analytique ;

· Mélanger les produits de la pesée dans un ballon jaugé de 1L ;

· Ajouter un peu d'eau distillée et procéder à la dissolution des solides par agitation énergique du ballon jaugé préalablement muni de son bouchon ;

· Ajouter de l'eau jusqu'au trait de jauge ;

· Homogénéiser par agitation magnétique la solution obtenue pendant plus au moins trois heures.

2) Préparation de la solution tampon ammoniacale

Dans ce cas, la procédure de préparation ci-dessous, a été utilisée :

· Peser 25 g de chlorure d'ammonium PA;

· Prélever 25 ml d'une solution de NH4OH ;

· Mélanger cette solution avec les cristaux de NH4Cl dans un ballon jaugé de 1 L ;

· Ajouter de l'eau jusqu'au trait de jauge ;

· Homogénéiser la solution obtenue.

3) Préparation de l'indicateur NET

Cette préparation a été réalisée en procédant comme suit :

· Préparer par 99g de NaCl et y ajouter 1g de NET ;

· Broyer le tout dans un mortier en agate jusqu'à l'obtention de la poudre ;

4) Détermination proprement dite de la dureté de l'eau

26

A l'aide des solutions préparées, ci- haut et du NET, procéder comme suit :

? Prélever 50 ml de l'eau à analyser et les placer dans un bécher de 500 ml ;

? Ajouter 10 ml de la solution tampon ammoniacale ainsi qu'une petite quantité de

NET;

? Titrer à l'EDTA jusqu'au changement de la coloration du rouge violé au bleu clair et

retenir le volume consommé ;

? La fin de la réaction s'observe lorsque l'indicateur vire du rose au bleu,

? La valeur obtenue multipliée par le titre d'EDTA est la dureté de l'eau

Sachant que 10mg de CaCO3 ? 1°F (degré français) 250mg ? 250/10= 25°F

Pendant la deuxième série d'analyse des échantillons d'eau à l'étude, les concentrations des métaux présents ont été également déterminées à l'ICP. Il utilise la spectrophotométrie d'émission optique et fonctionne avec plasma à couplage inductif. Il est doté d'un système de détection à semi-conducteur permettant la réalisation de l'analyse quantitative et semi-quantitative des liquides.

Pendant l'analyse, l'échantillon liquide est nébulisé et alimenté sur le plasma à l'état d'aérosol qui provoque son évaporation (température élevée).Les molécules du liquide se dissocient en atomes qui subissent une excitation et partiellement, une ionisation. Les atomes excités et les ions émettent des radiations caractéristiques à l'élément à analyser. Ce dernier est conduit dans le système optique via un système de transfert. Dans le système optique, le rayonnement émis est décomposé suivant son spectre. L'intensité est mesurée à l'aide des détecteurs à semi-conducteur. Une fois les signaux de mesure traités par l'appareil, les intensités mesurées des différents éléments sont évalués à l'aide du logiciel SMART Analyzer.

Les méthodes d'analyse sont créées avant la mesure et des fonctions de calibrage pour chaque élément à déterminer sont enregistrées. Grâce à ces méthodes, les concentrations des éléments sont calculées à partir des intensités mesurées et s'affichent sur l'écran ou simplement envoyées à l'impression.

27

4.3.2. Caractérisation du minerai

Des échantillons représentatifs ont été utilisés afin de caractériser le minerai du point de vue chimique, minéralogique, granulométrique, de la broyabilité et granulochimique.

a) Analyse chimique du minerai

Elle a consisté en la détermination de sa composition chimique élémentaire par la spectroscopie de fluorescence x à l'aide d'un appareil de marque Philips Minipal. Cette analyse a été complétée par le dosage par dissolution dans l'acide sulfurique du cuivre et du cobalt à l'état oxydé et sulfurés ainsi que le dosage gravimétrique de la silice.

b) Analyse minéralogique

Pour l'analyse minéralogique, un échantillon du minerai étudié a été envoyé au laboratoire d'études métallurgiques (EMT) de la Gécamines à Likasi. Elle a consisté en l'identification sur des lames minces des minéraux constitutifs du minerai par la microscopie optique à la lumière polarisée en transmission et en réflexion.

c) Analyse granulométrique

Elle a consisté en un tamisage d'un échantillon représentatif à l'aide d'une série des tamis à mailles standardisées (série Tyler) afin de déterminer la distribution de la taille des particules minérales constitutives. Cette analyse granulométrique a été réalisée en procédant comme suit :

? Peser 1020 g du minerai à l'étude et les placer à l'étuve ;

? Les sécher à 105°C pendant environ 10 minutes et les laisser refroidir ;

? Les tamiser sur la série de tamis des mailles décroissante : 300-150-75-45 ìm;

? Peser chaque fraction granulométrique ;

? Déterminer la distribution granulométrique des particules.

d) Etude de la broyabilité

Elle a pour but de déterminer le temps optimal de broyage du minerai fournissant 25% de refus au tamis de 75ìm, c'est-à-dire une meilleure libération des minéraux valorisables pendant la flottation du minerai. Pour cette analyse, le matériel énuméré, ci-dessous, a été utilisé :

28

· Un broyeur à boulets avec les caractéristiques suivantes :

1. Diamètre intérieur : 183 mm

2. Longueur : 285 mm

3. Corps broyant : 7 kg (diamètre de 12,5 à 33 mm).

4. Vitesse de rotation : 123 tr/min.

· Un tamis de 75ìm de la sérieaméricaine Tyler ;

· Quatre pans ;

· Une balance analytique marque Mettler Toledo;

· Un pot d'un litre de capacité ;

· Une étuve de marque Memmert.

Pour l'étude de broyabilité du minerai, la procédure décrite, ci-dessous, a été

utilisée :

· Peser 1kg de minerai et 7 kg de boulets, les placer dans le broyeur ;

· Ajouter 1 litre d'eau dans le broyeur et démarrer son moteur ;

· Broyer pendant différents temps (10, 20, 30, 40 minutes) en reprenant les étapes précédentes ;

· Faire le tamisage humide du minerai broyé à l'aide d'un tamis de 75 ìm

· Sécher à l'étuve les refus et les peser ;

· Tracer la courbe de broyabilité en portant en abscisse le temps de broyage et en ordonnée la proportion des refus exprimée en pourcentage pondéral ;

· Choisir le temps de broyage correspondant fournissant 25% de refus.

e) Analyse granulochimique

Elle a consisté en la détermination de la répartition du cuivre et du cobalt dans chaque fraction granulométrique issue du broyage du minerai pendant le temps optimal déjà déterminé lors de l'analyse précédente. La procédure d'analyse utilisée est la suivante :

· Broyer 1000 g de minerai au temps retenu après l'étude de broyabilité ;

· Faire un tamisage humide de la pulpe obtenue sur un tamis de 45 ìm;

· Sécher à l'étuve les passant au tamis de 45 ìm;

29

? Sécher les refus à l'étuve à 105°C et le tamiser sur la série de tamis de 150-7545 ìm;

? Additionner les deux tranches de moins de 45 ìm et peser chaque fraction obtenue ;

? Faire l'analyse chimique de chaque fraction et présenter les résultats obtenus dans un tableau selon les règles d'usage.

4.4. Procédures d'expérimentation

Le recyclage a consisté en une substitution partielle ou totale de l'eau d'alimentation du NCK par l'eau résiduaire constituant l'over flow de la décantation du concentré final de flottation industrielle des minerais sulfurés cuprocobaltifères du gisement de Luiswishi. Le recyclage de l'eau résiduaire a été réalisé avec réplication à l'échelle du laboratoire des conditions de flottation proches de celles industrielles. Les tests de flottation du minerai sulfuré à l'étude ont été effectués sur base du flowsheet de la figure 9.

Figure 9- Flowsheet pour la flottation du minerai sulfuré cuprocobaltifère de Luiswishi

4.4.1. Flottation du minerai dans les conditions de référence

La flottation du minerai dans les conditions de référence a été réalisée à l'aide de l'eau du lac Kamarenge selon une procédure permettant la réplication des opérations industrielles au laboratoire de la Cellule de recherche métallurgique du NCK. A cet effet, le dosage et mode d'addition des réactifs à la pulpe soumise à la flottation sont repris dans ce tableau 2, ci-dessous :

30

Tableau 2-Régime des réactifs utilisés pendant la flottation dans les conditions de

référence

Etape

Temps
(min)

Réactif de flottation ajouté à la pulpe (g/t)

D250 à 100% NaHS à 36% KAX à 10%

Pré-flottation

0,75

10

0

150

 

6

10

648

300

Ebauchage

6

0

0

30

 

6

0

0

30

Epuisement

6

10

0

30

 

6

0

0

30

Total

30,75

30

648

570

 

Les réactifs de flottation repris dans le tableau 2, ont été préparés selon les procédures décrites, ci-dessous :

1) Le collecteur (KAX à 10%)

· Peser 10 g de KAX et les placer dans une fiole de 100 ml ;

· Y ajouter l'eau distillée jusqu'au trait de jauge ;

· Homogénéiser la solution obtenue.

2) Le sulfurant (NaHS à 36%)

· Peser 36g de NaHS et les placer dans une fiole de 100 ml ;

· Y ajouter de l'eau distillée jusqu'au trait de jauge ;

· Homogénéiser la solution obtenue.

Quant au D250, il a été fourni par l'industriel comme une solution avec une pureté de 100%.La flottation du minerai étudié a été réalisée en procédant comme suit :

· Placer 1kg de minerai concassé (-2 mm) dans un broyeur à boulets de laboratoire avec les caractéristiques déjà définies lors de l'étude de broyabilité du minerai ;

· Ajouter 1L d'eau du lac Kamarenge ;

· Broyer le mélange du minerai et d'eau du lac pendant 19 minutes ;

· Diluer la pulpe en ajoutant de l'eau du lac ;

31

· Placer la pulpe dans la cellule montée sur la machine de flottation de marque Metso Minerals Industries ;

· Placer le rotor dans la pulpe et allumer le moteur pour sa mise en rotation à 700 rpm;

· Additionner à la pulpe 10gouttes de D250 et commencer la pré-flottation pendant 45 secondes ;

· Ajouter 3 ml de NaHS à 36%, 0,5 ml de KAX à 10% et 10 autres gouttes de D250 ;

· Ouvrir le robinet d'admission d'air dans la pulpe et minéraliser la mousse formée pendant 3minutes ;

· Flotter pendant 6 minutes pour obtenir la fraction du concentré ébauché C1

· Ajouter à la pulpe soumis à la flottation 0,5mL de KAX et 10 gouttes de D250et flotter chaque fois pendant 6 minutes (fractions C2 à C5) ;

· Placer à l'étuve à 105°C les différentes fractions du concentré ;

· Après séchage, peser les concentrés obtenus et préparer des aliquotes pour le dosage du cuivre et du cobalt par spectroscopie de fluorescence x ;

· Déterminer les rendements de récupération du cuivre et cobalt.

4.4.2. Flottation avec recyclage de l'eau résiduaire

Dans ce cas, la flottation du minerai étudié a été réalisée en adoptant la même procédure expérimentale que dans les conditions de référence (figure 9). Cependant, les doses du NaHS et du KAX et la proportion de l'eau résiduaire dans l'eau de broyage et de flottation du minerai ont été variées respectivement de 100 à 50% de leurs valeurs initiales (Tableau 3) et de 20 à 100% (Tableau 4) afin de déterminer le taux optimal de recyclage et le meilleur dosage des réactifs.

32

Tableau 3- Variation du dosage des réactifs de flottation

Dosage des réactifs* (%)

Etape

Temps
(min)

Réactif de flottation ajouté à la pulpe (g/t)

D250 NaHS KAX

à 100% à 36% à 10%

 

Pré-flottation

0,75

10

0

150

 
 

6

10

648

300

 

Ebauchage

6

0

0

30

100

 

6

0

0

30

 

Epuisement

6

10

0

30

 
 

6

0

0

30

 

Total

30,75

30

648

420

 

Pré-flottation

0,75

10

0

113

 

Ebauchage

6

10

486

198

 
 

6

0

0

30

75

 

6

0

0

30

 

Epuisement

6

10

0

30

 
 

6

0

0

30

 

Total

30,75

30

486

431

 

Pré-flottation

0,75

10

0

75

 

Ebauchage

6

10

324

90

 
 

6

0

0

30

50

 

6

0

0

30

 

Epuisement

6

10

0

30

 
 

6

0

0

30

 

Total

30,75

30

324

285

*Sulfurant et collecteur

Tableau 4-Proportion de l'eau résiduaire recyclée dans l'alimentation

Test de flottation

Proportion volumique dans l'alimentation (%)

Eau du lac Kamarenge Eau résiduaire

1

100

0

2

80

20

3

60

40

4

50

50

5

40

60

6

20

80

7

0

100

33

CHAPITRE 5 : PRESENTATION ET INTERPRETATION DES
RESULTATS

Les résultats présentés dans ce chapitre de notre travail sont premièrement en rapport avec la caractérisation du point de vue chimique, minéralogique, de la broyabilité, granulométrique et granulochimique d'un minerai sulfuré cuprocobaltifère du remblai 337SE01 du gisement de Luiswishi. Ils sont également en relation avec la caractérisation physicochimique de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire du NCK, la détermination de la proportion optimale de l'eau résiduaire recyclable pendant la flottation du minerai concerné ainsi que l'optimisation du dosage du KAX et NaHS. Ces différents résultats seront interprétés au fur et à mesure de leur présentation.

5.1. Résultats de la caractérisation du minerai sulfuré Cu-Co du remblai

337SE01

Les résultats de la caractérisation du minerai étudié proviennent des différentes analyses effectuées sur des échantillons représentatifs.

5.1.1. Résultats de l'analyse chimique du minerai

L'analyse chimique du minerai sulfuré cuprocobaltifère du remblai 337SE01 a fourni les résultats consignés dans le tableau 5, ci-dessous.

Tableau 5- composition chimique du minerai sulfuré cuprocobaltifère du remblai

337SE01

Elément ou composé

Teneur

Elément ou

Teneur

analysé

(%)

composé analysé

(%)

Cu(total)

1,74

Ni

0,02

Cu(oxydé)

0,37

MgO

6,32

Co(total)

0,95

CaO

5,94

Co(oxydé)

0,12

Fe2O3

1,93

Zn

0,02

Al2O3

4,11

Mn

0,08

SiO2

69,9

S

0,30

 
 

34

Les résultats obtenus indiquent que le minerai sulfuré étudié titre 1,74% Cu et 0,95% Co présents en des proportions significatives (78,7% Cu et 87,36% Co) sous forme sulfures. Sa gangue est siliceuse et renferme de la dolomie comme en témoigne la présence d'une proportion d'environ 70% de la silice (%) dans l'échantillon analysé qui renferme également de la chaux et de la magnésie. Le soufre révélée par l'analyse chimique du minerai est une autre preuve de la présence des phases sulfurées du cuivre et du cobalt dans l'échantillon soumis à l'analyse.

5.1.2. Résultats de l'analyse minéralogique du minerai

L'analyse par la microscopie optique d'une section polie de l'échantillon du minerai à l'étude a révélé la présence des sulfures primaires notamment la carrollite [Cu (Co, Ni)2S4] et la chalcopyrite (CuFeS2). Elle également montré la présence de la malachite [CuCO3.Cu(OH)2] et de l'hétérogénite [CoO.Co2O3.Cu(OH)2] qui sont les minéraux d'altération des sulfures primaires du cuivre et du cobalt. En outre, l'analyse microscopique du minerai a montré qu'il renferme de la chrysocolle (CuSiO3.2H2O) ainsi qu'une gangue constituée du quartz (SiO2), de la dolomie [(Ca, Mg) CO3] et de la limonite.

5.1.3. Résultats de l'étude de broyabilité du minerai

L'étude de la broyabilité d'un échantillon du minerai étudié a conduit aux résultats présentés à la figure 10, ci-dessous :

Figure 10- Courbe de broyabilité du minerai

35

Le temps de broyage du minerai fournissant une proportion de 25% des particules de taille supérieure à 75ìm est de 19 minutes.

5.1.4. Résultats de l'analyse granulométrique du minerai

L'analyse granulométrique du minerai broyé pendant 19 minutes a conduit aux résultats repris dans le tableau 6, ci-dessous.

Tableau 6-Caractéristiques granulométriques du minerai

Fraction

Poids des

Refus (%)

Refus cumulés

Passants cumulés

(ìm)

refus(g)

 

(%)

(%)

+300

-

-

-

-

+150

29,00

3,31

3,31

96,69

-150 à +75

195,00

22,26

25,57

74,43

-75 à +45

142,00

16,21

41,78

58,22

-45

510,00

58,22

100,00

0,00

Total

876,00

100,00

 
 

Ces résultats montrent qu'environ 25% de particules du minerai ont une dimension supérieure à 75um. Plus de la moitié des particules (58%) ont une dimension inférieure à 45 um. Seule une petite proportion de l'ordre de 3% de l'échantillon est constituée des particules de taille grossière (> 150 um).

5.1.5. Résultats de l'analyse granulochimique du minerai

Le tableau 7 présenté, ci-dessous, renseigne sur les caractéristiques granulochimiques du minerai à l'étude.

36

Tableau 7- Caractéristiques granulochimiques du minerai

Tranche

Poids
(g)

Poids

(%)

Poids
cumulé
(g)

Poids
cumulé

(%)

Teneur du
métal utile

(%)

Poids du métal
utile

(g)

Répartition du
métal utile

(%)

 
 
 
 
 

Cu

Co

Cu

Co

Cu

Co

+300

 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

+150

29,00

3,31

29,00

3,31

0,87

0,31

0,25

0,09

1,33

0,86

+75

195,00

22,26

224,00

25,57

1,65

0,85

3,22

1,66

16,90

15,89

+45

142,00

16,21

366,00

41,78

2,52

1,52

3,58

2,16

18,80

20,69

-45

510,00

58,22

876,00

100,00

2,35

1,28

11,99

6,53

62,97

62,57

Total

876,00

100,00

0,00

 

2,17

1,19

19,03

10,43

100,00 100,00

Il ressort de ce tableau qu'environ 63% du cuivre et 62% du cobalt se retrouvent dans la fraction de l'échantillon constituée de fines particules minérales. Si l'on s'intéresse à la fraction de particules ayant une taille supérieure à 45ìm, il est aisé de constater qu'elle renferme environ 37% du cuivre et 37% du cobalt présents dans l'échantillon du minerai analysé. Dans la fraction du minerai renfermant les particules de dimension supérieure à 75 um se trouve pratiquement 18% du cuivre et du 17% du cobalt de l'échantillon du minerai soumis à l'analyse.

5.2. Résultats de la caractérisation physicochimique de l'eau d'alimentation et de l'eau résiduaire

La caractérisation physicochimique des eaux concernées a conduit aux résultats présentés dans le tableau 8.

Tableau 8- Caractéristiques physicochimiques de l'eau d'alimentation et de l'eau
résiduaire du NCK

Paramètre déterminé Eau du lac Kamarenge Eau résiduaire

pH 7,33 7,59

Dureté total (°F) 11,50 20,08

Dureté permanente (°F) 0,20 0,44

Dureté temporaire (°F) 11,3 20,36

Conductivité électrique (uS/cm) 438,00 1786,00

Magnésium (mg/L) 9,41 12,92

Calcium (mg/L) 31,00 59,68

Cobalt (mg/L) 0,8 0,03

Cuivre (mg/L) 0,13 0,04

37

Zinc (mg/L)

Cadmium (mg/L)

0,12

< 0,01

0,3

< 0,01

Fer (mg/l)

0,12

0,11

Manganèse (mg/L)

0,46

0,07

Nickel (mg/L)

0,02

0,02

Plomb (mg/L)

< 0,01

< 0,01

Sulfate (mg/L)

26,9

487,45

Phosphate (mg/L)

4,10

220,00

Silice (mg/L)

14,00

202,00

Matières solides (g/L)

0,14

0,08

Ces résultats montrent que l'eau résiduaire formant l'over flow de la décantation du concentré final de la flottation des minerais au NCK et l'eau du lac Kamarenge ont des pH proche de la neutralité. Les eaux concernées sont toutes deux douces avec des duretés totales inférieures à 12 et 25°F respectivement.

L'eau résiduaire renferme une grande charge minérale comme en témoigne sa conductivité électrique. Elle est quatre fois plus grande comparée à celle du lac Kamarenge utilisée comme eau d'alimentation de la flottation des minerais au NCK. On trouve dans l'eau résiduaire une quantité appréciable d'ions sulfate, phosphate et de la silice contrairement à l'eau du lac. Les ions sulfates proviennent de l'oxydation des réactifs de flottation. Les ions des éléments en trace métallique sont observés à des concentrations relativement faibles dans les eaux analysées. Quant à la silice, elle provient principalement des fines particules qui n'ont pas su décanté pendant la clarification gravitaire de l'échantillon d'eau résiduaire de notre intérêt.

Globalement, on peut affirmer que les deux types d'eaux analysées présentent des différences significatives du point de vue physicochimique et cela peut influencer les performances métallurgiques de flottation si elles sont utilisées comme eau d'alimentation seule ou en mélange comme on voudrait le faire dans le cadre de cette recherche.

38

5.3. Résultats du recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation du minerai

Dans une première série d'essais de flottation du minerai concerné, le recyclage de l'eau résiduaire a été effectué avec variation de la proportion d'eau résiduaire introduite dans l'alimentation. Une deuxième série d'essais de flottation a été réalisée avec variation des doses du collecteur (KAX) et du sulfurant (NaHS). Les résultats obtenus lors de ces différents essais de flottation du minerai sont présentés, ci-dessous.

5.3.1. Résultat de la détermination de la proportion optimale d'eau résiduaire recyclable

La variation de la proportion de l'eau résiduaire introduite dans l'alimentation de la flottation du minerai à l'étude a permis d'obtenir les résultats présentés dans le tableau 9, ci-dessous.

Tableau 9- Rendement de récupération et teneur en cuivre et cobalt en fonction de la

proportion de l'eau résiduaire introduite dans l'alimentation

Proportion de l'eau résiduaire dans l'alimentation (%)

 

0

20

40

50

60

80

100

Teneur Cu (%)

3,62

4,02

4,05

4,00

3,46

2,97

2,80

Rendement Cu (%)

89,22

86,67

85,58

84,88

84

82,86

82,62

Teneur Co (%)

2,01

2,01

2,17

2,21

1,91

1,73

1,83

Rendement Co (%)

93,16

88,43

87,11

84,88

83,84

82,86

80,46

39

Figure 11- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cuivre pour un
dosage des réactifs à 100%

Figure 12- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cobalt pour un
dosage des réactifs à 100%

Les plus grandes récupérations du cuivre (86,67%) et du cobalt (88,43%) ont été obtenues en recyclant 20% de l'eau résiduaire à l'alimentation. Dans ces conditions, le concentré ébauché obtenu titre 2,01% Co et 4,02 % Cu. C'est en recyclant totalement l'eau résiduaire (100%) dans l'alimentation que l'observe les plus faibles récupérations du cuivre

40

(82,62%) et du cobalt (76,46 %). Le concentré ébauché obtenu titre environ 2,8% Cu et 1,83% Co. Ce comportement de la récupération des métaux valorisables est dû à la variation de la qualité de l'eau d'alimentation, c'est-à-dire la présence et l'augmentation des concentrations de chacun des composants chimiques observés pendant la caractérisation de l'eau résiduaire notamment les ions sulfates et phosphates ainsi que la silice probablement colloïdale (Tableau 8).

Conformément au critère des performances adopté par l'industriel, la proportion optimale d'eau résiduaire recyclable à l'ébauchage est celle de 20%. En effet, elle permet de récupérer plus de 80% du cobalt dans un concentré ébauché titrant au moins 2%. C'est la même proportion qu'a eu à obtenir Shengo (2013) nonobstant le fait que la récupération du cobalt avoisinait à peine 80%. Si l'on privilégie uniquement la qualité du concentré ébauché c'est-à-dire sa teneur en cobalt, le recyclage de l'eau résiduaire dans l'alimentation peut être poussé jusqu'à 100%. Cependant, il faut consentir une baisse de la récupération du cuivre et du cobalt d'environ 8% avec l'augmentation de la proportion d'eau recyclée dans l'alimentation. D'un point de vue industriel, cette option n'est pas envisageable étant donné que pendant l'ébauchage de la flottation des minerais on s'efforce de récupérer dans le concentré le plus possible des métaux valorisables à des taux de concentrations acceptables.

5.3.2. Résultat de l'optimisation du dosage des réactifs pendant le recyclage de

l'eau résiduaire

La variation de la proportion d'eau résiduaire introduite dans l'alimentation et la

flottation du minerai sulfuré étudié avec un dosage du sulfurant et du collecteur (486g/t de NaHS et 325 g/t de KAX) à 75% de la valeur industrielle a conduit aux résultats présentés dans le tableau 10 et les figures 13 et 14.

Tableau 10- Rendement de récupération et teneur en cuivre et cobalt en fonction de la proportion de l'eau recyclée avec un dosage des réactifs à 75%

Proportion de l'eau résiduaire dans l'alimentation (%)

 

0

20

40

50

60

80

100

Teneur Cu (%)

3,56

3,75

3,75

3,3

2,97

2,94

3,39

Rendement Cu (%)

82,23

82,45

82,86

83,63

86,8

88,03

91,76

Teneur Co (%)

1,73

1,71

1,73

1,92

1,82

1,97

1,86

Rendement Co (%)

75,79

76,6

87,11

80,75

83,44

85,77

92,51

41

Figure 13- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cuivre à un
dosage des réactifs réduit à 75%

Figure 14- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cobalt à un
dosage des réactifs réduit à 75%

En flottant le minerai étudié avec les doses du NaHS et du KAX réduites à 75% de leurs valeurs industrielles, les plus grandes récupérations du cuivre (91,76%) et du cobalt (92,51%) s'obtiennent lorsqu'on recycle dans l'alimentation 100% de l'eau résiduaire provenant de l'over flow de la décantation du concentré industriel final produit au NCK. Le concentré ébauché obtenu titre 3,39% Cu et 1,86% Co (figure 14). Les caractéristiques de ce

42

concentré sont de loin supérieures à celles du concentré obtenu en recyclant intégralement l'eau résiduaire dans l'alimentation avec un dosage des réactifs à 100%.

Cette amélioration significative des performances de la flottation du minerai étudié s'explique simplement par le fait qu'on a évité un surdosage du KAX et NaHS apporté par l'eau recyclée en réduisant les doses additionnées à la pulpe. Il y a donc un double avantage de flotter le minerai étudié dans ces conditions étant donné que le procédé libérera moins d'eau polluée dans l'environnement d'une part et d'autre part, que l'industriel fera une économie substantielle des réactifs et ainsi éviter l'impact négatif sur le coût opératoire.

Comparés aux meilleurs résultats retenus au point précédent, c'est-à-dire un recyclage à 20% de l'eau résiduaire et un dosage à 100% du KAX et du NaHS, le concentré obtenu accuse un léger recul du point de vue de la qualité sans s'écarter significativement du critère de performance fixé par l'industriel. De plus, la baisse consentie du point de vue de la qualité du concentré est largement compensée par le gain sur la récupération des métaux valorisables.

Les plus faibles récupérations du cuivre (82,23%) et du cobalt (75,79%) observées pendant cette expérimentation correspondent à une alimentation sans eau résiduaire. Cela signifie qu'on a simplement sous dosé le KAX et le NaHS et la réponse du procédé est sans nulle doute la détérioration de la récupération du cuivre et du cobalt plus visée à l'étape d'ébauchage de la flottation du minerai de notre intérêt.

La variation de la proportion d'eau résiduaire introduite dans l'alimentation et la flottation du minerai sulfuré étudié avec un dosage du sulfurant et du collecteur à 50% de la valeur industrielle a conduit aux résultats présentés dans le tableau 11 et les figures 15 et 16.

Tableau 11- Rendement de récupération et teneur en cuivre et cobalt en fonction de la

proportion de l'eau recyclée avec un dosage des réactifs à 50%

Proportion de l'eau résiduaire dans l'alimentation (%)

 

0

20

40

50

60

80

100

Teneur Cu (%)

3,44

3,90

3,96

3,31

3,23

4,16

3,87

Rendement Cu (%)

82,05

82,03

83,76

89,73

84,59

87,92

90,65

Teneur Co (%)

1,59

1,84

1,99

1,83

1,80

1,92

1,82

Rendement Co (%)

73,6

76,07

77,08

86,56

89,67

89,92

92,4

43

Figure 15- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cuivre à un
dosage des réactifs réduit à 50%

Figure 6- Influence de la proportion d'eau recyclée sur la sélectivité du cobalt à un
dosage des réactifs réduit à 50%

Les résultats du tableau 11, mis sous forme graphiques à l'aide des figures 15 et 16, montrent que les plus grandes récupérations du cuivre ( 91%) et du cobalt ( 92%) s'obtiennent en recyclant 100% d'eau résiduaire pendant la flottation du minerai étudié. Le concentré ébauché obtenu titre 3,97% Cu et 1,87% Co et ses caractéristiques sont aussi meilleures que celles du concentré obtenu avec le taux de recyclage de l'eau résiduaire et le

44

dosage des réactifs retenus comme étant les meilleurs lors de l'expérimentation précédente. De plus, le concentré obtenu présente des caractéristiques similaires à celles du concentré fourni par la flottation du minerai à l'étude sans recyclage de l'eau résiduaire.

Le recyclage de l'eau résiduaire à 100% et un dosage du KAX et du NaHS à 50% peuvent-être retenue comme les conditions opératoires permettant une bonne flottation du minerai sulfuré étudié étant donné que l'on obtient un concentré ébauché avec les caractéristiques exigées par l'industriel. De plus, on recycle plus d'eau dans le procédé avec une économie substantielle des réactifs ayant un impact significatif sur le coût opératoire du procédé de flottation utilisé au NCK.

? Le recyclage de l'eau résiduaire influence significativement les performances métallurgiques du procédé de flottation utilisé au concentrateur de Kipushi ;

45

Conclusion

L'objectif de notre travail étant de déterminer la proportion de l'eau résiduaire recyclable pendant la flottation du minerai sulfuré cuprocobaltifère du remblai 337SE01 du gisement de Luiswishi ainsi que le dosage optimal des réactifs, des essais de flottation ont été réalisés avec variation de la proportion d'eau résiduaire dans l'alimentation et des doses du collecteur (KAX) et du sulfurant (NaHS) ajoutées à la pulpe. Le choix des meilleurs résultats issus de l'expérimentation a été faite en se servant du critère de performances défini par l'industriel, c'est-à-dire, obtenir un concentré ébauché titrant au moins 2% Co avec un rendement de récupération supérieur à 80%.

Les résultats obtenus à la fin de ce travail permettent de tirer les conclusions

suivantes :

? Le minerai sulfuré sur lequel a porté l'étude titre 1,74%Cu et 0,95% Co avec des proportions significatives (79% Cu et 87% Co) sous forme sulfure accompagné par une gangue siliceuse (70%SiO2);

? Environ 19% du cuivre et 21% du cobalt sont distribués dans la fraction la plus fine du minerai concerné, c'est-à-dire les particules minérales de taille supérieur à 45um. Le reste de métaux valorisables est porté par les particules minérales de taille comprise entre75 et 300 um ;

? Le temps optimal de broyage du minerai concerné est de 19 minutes ;

? Il existe une nette différence entre l'eau d'alimentation de la flottation et celle extraite des rejets du point de vue l'alcalinité, de la charge minérale et de la composition chimique ;

46

? Il est possible de réaliser une économie de 50% sur la consommation des réactifs tout en recyclant intégralement dans l'alimentation de la flottation du minerai étudié l'eau constituant l'over flow de la décantation du concentré final industriel et obtenir un concentré avec les caractéristiques similaires à celles du concentré fourni par la flottation sans recyclage de l'eau ;

? Le recyclage de l'eau résiduaire de la flottation des minerais réalisé au NCK est donc possible et ce, avec comme avantage la gestion des ressources hydriques et de l'environnement et de l'économie des réactifs.

Nous suggérons que les études à venir s'intéressent au recyclage de l'eau résiduaire en circuit fermé afin de déterminer l'impact de l'accumulation des espèces chimiques de l'eau recyclée sur les performances de la flottation des minerais.

Shengo, L.M., 2013. Etude du recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation des minerais oxydés du gisement de Luiswishi, Thèse de doctorat en sciences de l'ingénieur,

47

Références bibliographiques

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Katwika, C., 2012.Contribution à l'amélioration des performances du Nouveau Concentrateur de Kipushi, Thèse, Université de Mons, Mons, Belgique.

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Mbaya, K.L., 2015. Optimisation du dosage des réactifs de flottation pendant le recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation des minerais cuprocobaltifère mixte

oxydes/sulfures, cas de la compagnie minière du sud Katanga, Inédit, Mémoire de fin d'étude, Département de Chimie, Service de Chimie Inorganique, Faculté des Sciences, Université de Lubumbashi.

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Muteba, T.L. 2014. Optimisation du dosage des réactifs de flottation pendant le recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation des minerais cuprocobaltifère mixte

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Mwamba, M.O., 2013. Etablissement du seuil de tolérance des impuretés dans l'eau d'alimentation pendant la flottation des minerais oxydés (cas des ions calcium, magnésium et bicarbonate), inédit, mémoire de fin d'étude, Département de Chimie, Service de chimie inorganique, Faculté des Sciences, Université de Lubumbashi.

48

département d'Architecture, géologie, environnement et construction, Facultés des sciences appliquées, université de Liège ,Belgique, pp 1-208.

Shengo, L.M., Gaydardzhiev S. et Kalenga, N.M., 2014.Assessment of water quality effects on flotation of copper-cobalt oxide ore, Minerals Engineering 65, pp.145-148.

Shengo, L.M., Gaydardzhiev, S. et Kalenga, N.M. 2015. Effects of process water recycling during flotation of copper and cobalt oxidized ores from Luiswishi deposit in the Democratic Republic of Congo, Taylor & Francis Group, Desalination and Water Treatment, pp. 1-17.

Umba, N.G., 2014. Etude du recyclage de l'eau résiduaire dans la flottation des minerais cuprocobaltifère mixtes oxyde/sulfure, cas de la compagnie minière du sud Katanga, inédit, mémoire de fin d'étude, département de chimie, service de chimie inorganique, Faculté des sciences, université de Lubumbashi.

Wills, B.A., 1998. Mineral processing technology, 4ème Edition, Ed. oxford.

49

Membres du jury ayant examiné ce travail:

? Premier lecteur:

KITOBO SAMSONI Willy;

Professeur à la faculté polytechnique,

Directeur de l'école superieure des ingénieurs industriels.

? Deuxièmes lecteurs

? KANDA Jean Marie;

Professeur à la faculté polytechnique et

Ecole superieure des ingenieurs industriels

? Mwidya Crispin;

Chef des travaux au departement de genie chimique et matériaux

et secretaire du meme departement

Assistance:

ILUNGA NDALA Augustin; Professeur Ordinaire. Assemblé des étudiants






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"Le doute est le commencement de la sagesse"   Aristote