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Rapport de stage

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par Elyse KITWA MUTOMBO
Université de Likasi - 3ème Graduat Métallurgie 2013
  

Disponible en mode multipage

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PLAN DU RAPPORT

I. HISTORIQUE

II. INTRODUCTON

III. ORGANIGRAMME

IV. GENERALITES SUR LES DIFFERENTES SECTIONS

IV.1. CONCASSAGE 3 (CC3) ET CONCASSAGE 5 (CC5)

IV.1.1. But

IV.1.2 Concassage trois (CC3)

IV.1.3 Concassage cinq (CC5)

IV.2. CLASSIFICATION

IV.2.1. But

IV.3. HEAP LEACHING

IV.3.1. But

IV.3. 2. Construction du Heap

IV.3. 3. Différence entre bloc 1, bloc 2 et bloc 3

IV.3.4. Paramètres de bonne lixiviation

IV.4. LIXIVIATION EN TANK

IV.4.1. But

IV.5. EXTRACTION PAR SOLVANT

IV.5.1. But

IV.6. DEFERRAGE ET CARBONATATION

IV.6.1. But

IV.7. ELECTROLYSE

IV.7.1. But

IV.7.2. Quelques définitions

IV.7.3. Paramètres de bonne marche

IV.8. LABA / ECHANTILLONAGE

IV.8.1. Objectif

IV.9. LABO CENTRAL

IV.9.1. But

I.HISTORIQUE

L'entreprise BOOS MINING SPRL est une succursale à résonance anglaise.

Elle a été créée le 30 décembre 2003 entre SHAFORA capital Ltd, immatriculée aux iles vierges britanniques et Monsieur LAMES TIAMARSH de nationalité suisse.

Le capital de la société fut répartit entre les parties à raison de 90% pour SHAFORA capital et 10% pour Monsieur TIAMARSH. Selon les informations parvenues à la commission, BOSS MINING SPRL est une des nombreuses filiales de Monsieur BILLY RAUTENBACH, homme d'affaires zimbabwéen et ancien Président Directeur Général de la Gécamines à la mine que titre RIDGEPOINT OVERSEAS.

Le 04 septembre 1998, RIDGEPOINT OVERSEAS DEVELOPPEMENTS LIMITED, la GECAMINES et la RD Congo ont conclu une convention minière en vue d'établir une entreprise commune ayant pour objet l'exploitation de certaines ressources minières congolaises, notamment le cuivre et le cobalt. Cette convention était approuvée le 19 septembre 1998 par le décret présidentiel n° 121.

Cependant au terme d'une convention minière conclue le 07 mars 2001 entre la RD Congo, la Gécamines d'une part et les sociétés KABABANKOLA MINING COMPANY SPRL et TREMALT LIMITED d' autre part, certaines concessions reconnues à RIDGPOINTE en vertu de la convention du 04 septembre 1998 furent cédées à ces dernières sociétés. Ladite convention fut aussi approuvée par le décret présidentiel en date du 18 juin 2001 sous le numéro 034/2001.

S'estimant lésée par la convention minière du 07 mars 2001, RIDGEPOINTE saisit en date du 27 juillet 2000 le centre international pour le règlement des différends relatifs aux investissements (en abrégé CIRDI), aux fins d'obtenir de la RD Congo et la Gécamines l'application de la convention du 04 septembre 1998 susmentionnée.

Cependant les parties ayant considéré que les frais élevés engagés par elles ainsi que d'autres frais qu'allait occasionner cette procédure, décidèrent de résoudre les différends à l'amiable.

Selon l'article 3 de cet accord, la Gécamines s'est engagée à céder à BOSS MINING SPRL les concessions C-19 et C-21. A cet effet, la Gécamines a accompli les formalités relatives au cadastre minier le 03 mars 2004, à l'issu desquelles furent délivrées à BOSS MINING SPRL les PE 467 et 469. Pour sa part, RIDGPOINTE s'est engagée aux termes de l'article 5 de cet accord, à céder à la Gécamines 20 % des parts sociales de sa filiale BOSS MINING SPRL. Cet engament a été concrétisé à l'issu de l'assemblée générale extraordinaire des associés de BOSS MINING SPRL tenue à Lubumbashi le 27 février 2004. La société CAMEC, nouveau partenaire de la GECAMINES est entrée dans BOSS MINING SPRL le 01 mars 2007 après rachat des ponts de SHAFORD.

Ø ASPET JURIDIQUES

Le partenariat n'a pas été précédé d'un contrat de création de joint-venture, de sorte que l'accord de règlement à l'amiable susmentionné demeure le document principal de référence. Outre cet accord, il a aussi examiné d'autres documents disponibles parmi lesquelles les statuts de BOSS MINING SPRL.

Ø NATURE DU CONTRAT

Il s'agit d'un contrat de société liant la Gécamines à la société CAMEC. La Gécamines a cédé des droits miniers au titre d'apport à la constitution de la société BOSS MINING SPRL.

Ø VALIDITE DU CONTRAT

La validité du contrat de partenariat BOSS MINING SPRL comme tous les autres contrats a été analysé par la commission sous plusieurs aspects : le pouvoir des signataires, le mode de sélection du partenaire, l'autorisation des autorités tutélaires de la Gécamines etc.

Ø ASPECT TECHNIQUE

Le projet BOSS MINING SPRL est une phase de production. La commission a noté à ce propos qu'au moment où cette production diminue à l'usine de LUITA, il n'y aura aucune étude de faisabilité sur le projet.

La Gécamines renseigne que le projet BOSS MINING SPRL contient un potentiel de réserve du métal de 1426810 tonnes de cuivre et de 70152 tonnes de cobalt. L'usine de LUITA comprend un concentrateur à trois sections dont le broyage, la flottation à KAKANDA et un concentrateur mobile installé pour le traitement des minerais de cobalt provenant des mines de KABABANKOLA, de MUKONDO, de KAKANDA NORD, de KABOLELA et de DISELE. Les réserves de ces mines sont estimées à des milliers de tonnes de cuivre et cobalt.

Ø ASPECT FINANCIER

A l'instar d'autres contrats, les financiers suivants ont été abordés par la commission à savoir : le capital social, les apports des parties au capital social, les retombées financières pour la Gécamines ainsi que la situation des droits superficialités, les impôts et taxes.

BOSS MINING SPRL étant une entreprise minière, son objectif principal est l'exploitation des gisements miniers afin de produire le cuivre et le cobalt.

II. INTRODUCTON

Pour nous familiariser avec les usines et nous imprégner dans la pratique, l'Université organise chaque fois des stages encadrés par les travailleurs et les responsables expérimentés des sociétés. Ceux-ci expliquent aux jeunes que nous sommes comment appréhender certaines réalités que nous voyons en théorie, il y a aussi beaucoup d'expériences que nous avons vécues et avons aussi touché les différents matériels et équipements utilisés en hydrométallurgie, d'où nous nous sommes imprégnés dans le travail en respectant l'horaire; nous avons aussi presté les heures supplémentaires en quittant quelques fois la nuit si les tâches ne sont pas terminées à temps, c'est qui a été plus bénéfique pour nous.

C'est en ce jour du 4 juin 2014 que je suis arrivée à KAKANDA à la société BOSS MINING SPRL, j'ai commencé par remplir certaines formalités de l'entreprise qui m'ont pris six jours. Ensuite j'ai été affectée à LUITA / PRODUCTION, une division de l'hydrométallurgie qui est située à plus de 15 Kms de la cité de KAKANDA. J'ai débuté le stage proprement dit le 10 juin 2014.

Je tiens à remercier mon Dieu tout puissant pour le souffle de vie, ensuite les encadreurs de chaque section, les contremaîtres ; je suis encore plus reconnaissante à monsieur Raymond LUMBULE particulièrement pour son dévouement et ses conseils.

Je tiens à remercier aussi tout le personnel de BOSS MINING SPRL pour l'accueil chaleureux, leur encadrement et leurs conseils tout le long de mon séjour à KAKANDA en étant à leur côté.

je remercie aussi la famille qui m'a accueilli pour le soutien matériel et financier, qu'elle trouve ma

gratitude.

III. ORGANIGRAMME

IV. GENERALITES SUR LES DIFFERENTES SECTIONS

IV.1. CONCASSAGE 3 ET CONCASSAGE 5

IV.1.1. BUT

L'objectif poursuivi est de réduire la dimension des blocs venants des différentes mines.

Les minerais alimentés aux concasseurs 3 et 5 (CC 3 et CC 5) ont plusieurs provenances à savoir : DISELE,

BANGWE et MUKONDO.

Ils sont classés suivant la teneur en cuivre à l'aire de stockage.

La teneur moyenne en cuivre désirée au Heap Leaching est comprise entre 2 et 2.5%.

Différentes opérations sont faites afin de répondre à ces exigences, l'alimentation des minerais

se fait dans une trémie réceptrice.

Les opérations qui sont faites au concassage 3 ( CC 3 ) sont:

1. LE CLASSEMENT DIMENTIONNEL.

Le produit alimenté à la trémie réceptrice a comme diamètre :

a) D < 100mm  = passants 1

b) D > 100mm  = refus 1

2. LE CONCASSAGE PRIMAIRE.

Les refus 1 sont alimentés au concasseur à mâchoire afin d'avoir un diamètre D < 100 mm

3. LE CLASSEMENT DIMENSIONNEL.

Les passants 1 et refus 1 concassés sont alimentés à un crible vibrant dont :

a)Particules  D < 60 mm  = passants 2

b)Particules  D > 60 mm  = refus 2

4. LE CONCASSAGE SECONDAIRE.

Les refus 2 sont alimentés au concasseur giratoire afin d'avoir un diamètre D < 50mm.

Les passants 2 et les refus 2 concassés sont alimentés au débourbeur.

5. LE DEBOURBAGE : l'ajout d'eau.

Cette opération permet de laver les produits alimentés.

Après la laverie, les produits sont ensuite classés.

6. LE CLASSEMENT DIMENSIONNEL

Les particules dont le diamètre D > 5 mm sont stockées dans un silo à grossier et celles

dont D < 5 mm sont alimentées dans une bâche de retenue, puis pompées et ensuite

classées.

Les particules dont la granulométrie est :

a) D > 0.63 mm sont envoyées dans un stockage pour fines ;

b) Puis elles sont alimentées au classificateur à vis.

Exemple d'un bilan au CONCASSAGE 3 :

Alimentation :

§ % humidité  = 4.75

§ % Cu  = 2.35

§ Charge alimentée = 240 Tonnes/h

§ Durée = 22h

§ Capacité d'un godet = 8.55 Tonnes

Après laverie :


· % humidité = 8.75


· % Cu = 2.53


· Rendement massique = 75%

Bilan : entrée = sortie


· A = 240*22 soit 5280 Tonnes humides


· Ps = 5280*(1- 0.0475) soit 5029.20 Tonnes sèches


· Rendement = (production / alimentation)*100

Production = 0.75*5029.2 soit 3771.9 Tonnes sèches

Poids humide = 3771.9 / (1- 0.0875) soit 4133.59 Tonnes humides


· Rendement métal = (m Cu produit / m Cu alimenté)*100 soit [(3771.9*0.0253) / (5029.2 *

0.0235)]*100 Soit 80.73 %


· Q = 140 m3/h donc pendant 22h Q = 3080 m3

Q spécifique = 3080/3771.9 soit 0.81 m3/Tonnes sèches


·Tonnage alimenté au classificateur = 5029.2-3771.9 soit 1253.3 Tonnes sèches, or la charge est

humide 1253.3 / (1-0.0875) soit 1373.48 Tonnes humides


·Nombre de godets = 240/8.55 soit 28 godets

IV.1.2. LE CONCASSAGE 5 (CC 5)

1. LE CLASSEMENT DIMENSIONNEL

Les minerais alimentés à la trémie réceptrice sont classés à partir de l'écartement entre

franche comme suit : a) D < 100 mm  = passants 1

b) D > 100 mm  = refus 1

2. LE CONCASSAGE PRIMAIRE

Les refus 1 sont alimentés au concasseur à mâchoire afin d'avoir une granulométrie

D < 100 mm

3. LE DEBOURBAGE

Cette opération permet de laver les passants 1 et les refus 1 concassés puis seront

classés.

Elle a comme inconvénient le bouchage de l'orifice de sortie et le ralentissement des opérations.

4. LE CLASSEMENT DIMENSIONNEL

Cette opération s'effectue à l'aide d'un Trommel, les particules dont :

a) D < 50 mm = passants 2

b) D > 50 mm = refus 2

5. LE CLASSEMENT DIMENSIONNEL

Cette opération s'effectue à l'aide d'un Trommel, les particules dont :

a) D < 50 mm = passants 2

b) D > 50 mm = refus 2

Les passants 2 sont alimentés au crible mixte :

a) D < 0.6 mm  = passants 3

b) D > 0.6 mm  = refus 3

Les refus 2 sont alimentés par un autre crible vibrant.

a) D < 5 mm  = passants 4

b) D > 5 mm  = refus 4

Les passants 3 sont envoyés dans une bâche de retenue, pompés puis alimentés au

classificateur à vis.

Les refus 4 sont alimentés au concasseur giratoire.

6. LE CONCASSAGE SECONDAIRE

Les refus 4 sont alimentés au concasseur giratoire afin d'obtenir une granulométrie

D < 5mm.

Les refus 4 concassés et les refus 3 sont envoyés dans un silo mais les passants 4 sont

envoyés dans une bâche de retenu, pompés puis réalimentés au trommel.

IV.2. LA CLASSIFICATION

IV.2.1 But

L'objectif poursuivi est de séparer les solides des liquides en provenance de CC3 et CC5 afin

d'alimenter la lixiviation en tank.

IV.3. LE HEAP LEACHING

IV.3.1 But

Dans cette section, le but poursuivit est une mise en solution du métal que l'on veut

valoriser à partir des concassés de CC 3 et CC 5. On utilise l'acide sulfurique comme solvant

d'attaque. L'aire de lixiviation (Leach Pad) est la zone sur laquelle le tas est édifié.

Cette structure plane doit assurer l'isolation du tas vis-à-vis de l'environnement (éviter

la contamination) et doit favoriser la récupération du lixiviat enrichi. Pour ce faire l'aire de

lixiviation est souvent étanchée par un complexe des géomembranes dont l'épaisseur est de l'ordre

du millimètre. Pour drainer la solution riche au fond de l'aire de lixiviation, une couche drainante

est installée; elle est composée soit de tubes perforés intégrés dans une couche granulaire, soit de

géocomposites de drainage.

Ce système permet la collecte de la solution lixiviée.

Sans plus tarder, citons le matériel dont nous avons besoin pour former un Heap :

- des équipements pour aménager le terrain

- des chargeuses

- des minerais (stériles et concassés de CC 3 et CC 5)

- un tapis

- un feutre

- du sable fin

IV.3.2. Construction du Heap

1°. Aménagement du terrain

2°. Formation du Heap :

- A l'intérieur du terrain aménagé, mettre une couche de sable d'environ 30 à 50 cm

d'épaisseur.

- Placer ensuite un tapis HDPE (High Density Polyéthylène) pour empêcher l'infiltration

de la solution dans le sol.

- Placer de nouveau un feutre afin de protéger le tapis.

- mettre des stériles

Ces ajouts sont d'une importance capitale parce qu'ils contribuent à la protection du

tapis vu que le terrain est trop sollicité par des chargeuses.

- mettre des minerais concassés de CC3 et CC5 à l'aide des chargeuses dont la hauteur

varie entre 3 et 3.5 m pour les blocs 1 et 2 ; 4 m pour le bloc 3.

Le contour du Heap fait avec les minerais concassés du CC3 (grossiers) sert de protection contre

l'effondrement et sert également à emprisonner la solution lixiviée en l'alimentant par gravité dans le

bassin à travers deux conduites. D' où le Heap est incliné d'un angle alpha ( á ) pour la bonne coulée de la

solution.

Cette section comprend 3 blocs :

1°. Bloc 1

- 7 Heaps (dimensions : 130 < L < 135 m ; l : 60 m et 3<h<3.5)

- 9 bassins dont :

a. 7 bassins alimentés par les 7 Heaps, ils contiennent chacun 3 pompes qui permettent la

recirculation de la solution

b. 2 bassins de stockage des solutions riches, PLS1 du bloc 1 et BB1 pour les solutions riches du bloc 2

et bloc 3.

- 2 bassins de stockage de raffinat provenant de SX pouvant être utilisé, mélangé à l'acide sulfurique

comme solution de recirculation lorsqu' on pratique une saignée.

2° bloc 2

- 7 Heaps de même dimension que ceux du bloc 1

- 9 bassins dont :

a. 7 bassins alimentés par les Heaps

b. 2 bassins de stockage des solutions riche et pauvre (raffinat) :PLS2 et BB2

La solution riche est stockée dans PLS2 puis envoyée au PLS1

3° Bloc

- 5 Heaps (dimensions : 145 < L < 160 m, l : 65 m et h : 4 m)

- 7 bassins

a. 5 bassins alimentés par les Heaps contenant 3 pompes chacun pour la recirculation de la solution

b. 2 bassins dont PLS3 stocke la solution riche qui sera envoyée au BB1 et BB3 pour

le stockage du raffinat.

Dans les PLS1 et BB1, les concentrations en cuivre, acide et le pH doivent être dans la

marge suivante :

1° 14 à 18 g /l 2° 5 à 10 g /l 3° 1.2 à 1.5

IV.3.3. Différence entre bloc 1, bloc 2 et bloc 3

1. Bloc 1

- Nombre de rampes : Nr = L (Heap) /e (espacement entre rampes) soit Nr = 135 /3 ou 45 rampes ;

- Nombre de Sprayers : Ns = l (Heap) /e (espacement entre Sprayers) soit Ns = 50 /3 ou 17 Sprayers ;

- Stockage de raffinat dans PLS Co et BB Co ;

- Ecartement entre rampes et Sprayers est de 3 m.

2. Bloc 2

- Nr = 45 rampes

- Ns = 17 Sprayers

- Stockage de raffinat dans BB2

- Ecartement entre rampes et Sprayers est de 3 m

3. Bloc 3

- Nr = 36 rampes

- Ns = 16 Sprayers

- L'écartement entre rampes et Sprayers est de 4 m

- Existence d'un tapis de détection des fuites

- Les rampes ont un diamètre de 4 pouces au block 3 mais ont 3 pouces au bloc 1 et 2

Provenance de l'acide sulfurique alimentant les bassins

1°. L'acide fabriqué in situ par l'usine acide de BOSS MINING SPRL dont la capacité est de 25T/Jr.

La consommation moyenne d'acide dépasse les 25T. D'où l'existence d'une autre ressource en acide.

2°. L'acide provenant de la Zambie

Cet acide est stocké dans des tanks dont 6 situés au bloc 1 ; 3 au bloc 2 et 3 au bloc 3 dont 2 sont

opérationnels.

IV.3.4. Paramètres de bonne lixiviation

- La nature du minerai : Généralement, les minerais oxydés à gangue non dolomitique sont alimentés

afin d'éviter la consommation exagérée d'acide. Par contre les sulfures ne sont pas alimentés à cause

de divers raisons à savoir la consommation d'énergie pour transformer les sulfures en oxydes par

exemple.

- Le sprayage : il faut s'assurer à tout moment que l'arrosage est bien fait. Pour ce faire, chaque

Sprayer doit arroser 1.5 m au bloc 1 et 2  et 2 m au bloc 3.

- La hauteur du Heap : elle doit être optimale afin de favoriser une bonne perméabilité.

- Le pH de la solution : 1.2 < pH < 1.5

- L'acidité : 14 < concentration en acide < 18 g/l

La durée de vie d'un Heap est en moyenne de 3 mois. La cinétique de lixiviation fait en sorte que certains

Heaps s'épuisent avant d'autres et cela prouve que les Heaps sont renouvelables.

Lorsqu' un Heap est épuisé, on arrête le sprayage puis on vide le bassin de la solution. On y met de l'eau

pour le rincer en diminuant la concentration en acide. Des mesures préventives sont prises avant de jeter

les rejets dans la nature car nous devons protéger notre environnement.

Exemple d'un bilan au Heap Leaching

Minerais

Tonnage humide

Humidité (%)

Cu moyen (%)

COMIDE

12 275

8

7

DMS

10 410

5.31

1.9

KABOLELA

20 415

7.08

4

§ Saignée : V = 35 000 m3, concentration Cu : 16 g/l

§ Rinçage : néant

§ Epuisement : 1.08% Cu

Bilan : entrée = sortie

Minerais

Tonnage sec

Tonnage Cu

COMIDE

11 293

790.51

DMS

9 932.98

188.73

KABOLELA

18 969.62

758.78

Remplissage :


·Tonnage Cu = 27.5


·Tonnage Cu = 92.4


·Tonnage Cu = 32.31


·Saignée : Tonnage Cu = 560


·Epuisement : Tonnage sec = 40 195.6 ; Tonnage Cu = 1890.23 or %Cu = 1.08% ceci implique que

le Tonnage Cu = 434.11 T

Bilan sur solide :

Tonnage Cu minerais = 1 738.02 T

Rendement (solide = (1 738.02-434.11) / 1 738.02 soit 0.75 ou 75%

Bilan sur solution :

Rendement (solution) = 560 / (1 890.23 - 431.11)*100 soit 38.46%

IV. 4. LIXIVIATION EN TANK

IV.4.1. But

Cette section a pour but la mise en solution des minerais de diverses carrières et des fines provenant du classificateur à vis. L'opération s'effectuant dans des tanks d'où cette appellation.

Parmi les matériels utilisés, nous pouvons citer :

- Tank (h: 5.58 m; d: 3.84 m)

- Pompes

- Collecteur

- Tuyaux en PVC

- Filtre à bande (L /24.40 m ; l : 3.28 m) dont la filtration est rendue possible grâce à la dépression

créée par une pompe à vide.

- Agitateur mécanique

- Hydrocyclone

- Trémie

- Bande transporteuse ( T2  L= 10.34 m; l = 0.8 m et T1  L= 2.93 m et l= 0.64 m )

- Broyeur à boulets (L = 3.32 m et circonférence : 8.84 m)

- Trommel

- Décanteurs N°1  H = 3.7 m et D = 15 m ;

N°2  H = 3.7 m et D = 35 m

Alimentation

- Concentré de KIWANA

- Concentré de KDC

- Fines de COMIDE

- Concentré de spirales (Classificateur à vis)

L'objectif poursuivi est d'avoir une solution qui titre en moyenne 30 g/l. Les concentrés sont alimentés dans une trémie réceptrice qui, à travers une goulotte permet l'alimentation sur une bande transporteuse. La pulpe formée est alimentée au broyeur à boulets puis un classement s'en suit.

Le but du broyage est d'augmenter la surface réactionnelle dont 80 % des particules pour avoir une granulométrie de 75 um. Lors du classement, il y a ajout d'eau, la pulpe formée est envoyée dans un hydrocyclone dont les Over Flow sont alimentés dans une bâche et les Under Flow sont de nouveau broyés. Dans la bâche contenant les Over Flow, il y a homogénéisation de la pulpe qui sera pompée puis alimentée dans les deux premiers tanks de la ligne A et de la ligne B.

L'ajout de l'acide dans les tanks A1, B1, A2 et B2 par débordement et deux conduites servent à alimenter les Tanks A2 et B2 ; mais les Tanks A3 et B3 contiennent la solution qui va alimenter le filtre à bande qui à son tour enverra le filtrat à la section extraction par solvant (SX).

Les paramètres de bonne marche sont le pH et la température.

IV.5. EXTRACTION PAR SOLVANT

IV.5.1. But

Les solutions enrichies provenant de Heap Leaching et de la lixiviation en Tank sont alimentées au SX dont le but est de séparer la phase organique de la phase aqueuse. Le rejet appelé raffinat alimente les bassins des Heaps et le déferrage. Cette branche est moins enrichie par manque d'accès à cette installation par le personnel chargé de la rotation.

IV.6. DEFERRAGE ET CARBONATATION

IV.6.1.But

Le raffinat est alimenté au déferrage dont le but est de précipiter le Fe avec ajout de la chaux éteinte préparée à partir de la chaux vive, le filtrat obtenu est alimenté à la carbonatation avec ajout de sodache (Na2C03) afin d'obtenir un concentré de cobalt

IV.7. ELECTROLYSE D'EXTRACTION

IV. 7. 1 But

Dans la salle d'électrolyse, le but est de produire le cuivre cathodique.

IV. 7. 2 Quelques définitions 

- Electrolyse : c'est une réaction de réduction ou d'oxydation correspondant à un échange d'électrons. Ces électrons peuvent être captés ou cédés par un conducteur plongeant dans la solution.

- Electrode : c'est un conducteur électrique plongé dans une solution constitué d'une anode et d'une

cathode.

- Anode : c'est une électrode chargée négativement au cours de laquelle s'effectue l'oxydation.

- Cathode : c'est une électrode chargée positivement au cours de laquelle s'effectue la réduction.

- Electrolyte : c'est un liquide ionisé qui fait que le passage du courant dans celui-ci se fait par

migration d'ions. Les électrolytes les plus utilisés sont les acides, les bases et les solutions de

sels.

- Cuve : appelée aussi cellule électrochimique est constitué de deux électrodes baignant dans un

électrolyte où s'effectue les opérations citée ci- haut.

- Spent et Strong : sont respectivement la solution riche et pauvre.

Vu que dans cette dernière les solutions et le courant électrique sont d'une importance capitale, deux circuits nécessitent d'être approfondi :

A. Circuit électrique : la source de courant est une sous station (U = 110 KV) qui alimente deux transformateurs abaisseurs de tension (U = 140 v). Ces derniers alimentent deux redresseurs

(I = 12500 A, chacun). Le travail s'effectue en courant continu à des tensions faibles, sinon il n'y aura pas

de dépôts. La tension de déposition du cuivre dépend de la concentration du cuivre dans la solution.

C'est alors que l'intensité du courant est aussi fixée en fonction de la concentration du cuivre dans le

Spent. Raison pour laquelle il existe un lien entre la concentration en cuivre et la densité de courant.

B. Circuit hydraulique : la solution alimentée dans la salle provient de SX (constitué de 4 sous-sections : H 1,

H 2, H 3, H 4). La salle a 6 sous-sections ou 6 Halls (Cu 1, Cu 2, Cu 3, Cu 4, Cu 5 et Cu 6) dont le Cu 1 est

hors service.

Cu 2 :

H1 et H2 alimentent les 12 premières cellules, les 48 autres cellules restantes ont un débit de 90 m3/h.

Le Spent de Cu 2 est alimenté comme Strong au Cu 4 et le Strong de Cu 2 sert de recirculation

Cu 4 :

Le Strong de ce dernier alimente les 8 premières cellules puis les 24 autres cellules ; le Spent est

retourné au SX et le Strong sert de recirculation de la solution.

Cu 5 :

H3 et H4 alimentent Cu 5 avec un débit de 208 m3/h dont le Strong sert de recirculation et le Spent de Cu 5 est alimenté comme Strong aux Cu 3 et Cu 6.

Cu 3 et Cu 6 : alimentés par Cu 5 dont le Spent est retourné à SX.

IV.7.3. Paramètres de bonne marche

1. Le débit volumique doit être constant et permanant afin d'avoir un bon rendement 2. Le contrôle de l'ampérage

3. L'acidité : environ 180 g/l

4. La tension de déposition

5. La Température de déposition

6. La quantité de solide dans la solution, il faut le nettoyage des cuves

7. Le potentiel redox

8. La concentration du cuivre dans la solution

9. Le contact doit être franc entre anode et Resting barre

10. L'inspection des cathodes afin d'éviter le court-circuit

11. La concentration en Fe < 1.5 g/l ; en Mn < 0.15 g/l et 10 ppm < C l < 25 ppm

En cas de débordement de la solution dans les bâches, celle-ci est canalisée dans des passerelles à partir

desquelles elle est aspirée à l'aide d'une pompe Sump puis refoulée dans un bassin à la section Heap

Leaching.

La présence de pastilles dans les cuves ne diminue pas totalement l'émanation due au dégagement

d'oxygène à l'anode, d' où il faut y remédier.

Pour faciliter une bonne déposition du Cu, le Guargum est ajouté afin d'éviter la formation des nodules.

Le nettoyage des cuves est d'une importance capitale.

IV.8. LE LABO/ECHANTILLONAGE 

IV.8.1. Objectif

L'analyse des substances utilisées nécessite de se choisir un échantillon représentatif d'où, l'existence de

cette branche. Elle doit minimiser les erreurs possibles.

IV.9. LE LABO CENTRAL/ALS

 IV.9.1. But

Vise à analyser les échantillons provenant du labo/échantillonnage afin d'améliorer les conditions de

travail à l'usine. Elle comprend quatre salles :

-Salle de réception des échantillons

- Salle de pesée

- Salle de digestion (attaque)

- Salle d'appareillage

Comme méthodes de travail, nous pouvons citer :


· AA62


· AA62-TB


· AA07n


· AAAS

Comme mode opératoire :

AA62 :

® Poser les tubes en téflon contenant l'échantillon à analyser sur les racks en provenance de la

salle de pesée.

® Attaque au moyen de 2 acides : 3cc de HNO3 et 1 cc de HClO4.

® Observer une digestion à froid sur les hottes pendant 10 minutes.


· Chauffage pendant 10' à 115°C.


· Reprendre l'attaque avec 3cc d'HF.


· Déplacer le rack au 2e hot et chauffer pendant 2h30'.


· Refroidir.


· Reprendre l'attaque avec 15cc de HCl.


· Retourner le rack au hot 1 et chauffer à 115°C.


· Retirer le rack.


· Observer quelques minutes de refroidissement.

AA62-TB :


· Poser les vases en téflon contenant l'échantillon à analyser sur le rack


· Attaque au moyen de 10cc de HNO3 et 1cc de HClO4


· Reprendre l'attaque avec 5cc d'HF et aller à sirop


· Reprendre l'attaque avec 30cc de HCl concentré


· Chauffage pendant 10'


· Transvaser dans le ballon


· La dilution

Les deux méthodes utilisent 4 acides pour l'attaque.

AA07n utilise 2 solutions d'attaque dont 25cc de HNO3et 25 cc de Na2SO3 et analyse seulement le Cu0

mais le AAAS utilise 3 solutions d'attaque dont 2 citées précédemment et le H202 dont le but est l'analyse

de CuO et CoO.

Les 4 méthodes citées ci haut concernent l'attaque des solides mais pour les solutions on procède comme

suit :
· Ajout de 3 cc de HNO3 dans un ballon


· Le prélèvement de 1 cc de la solution dans un autre ballon


· La dilution

Après la salle d'attaque, la solution est envoyée dans la salle d'appareillage qui donnera les différents résultats suivant les méthodes utilisées.

Le Flow - Sheet des sections concassage 3, concassage 5, Heap Leaching, lixiviation en tank et électrolyse sont représentés sur les figures ci-dessous :

SUGGESTION 

Vu les conditions de travail dans la salle d'électrolyse, Je suggère à l'entreprise et surtout le service de sécurité d'améliorer ces dernières dans le but de protéger le personnel, de songer aussi et notre environnement. Que mon Dieu tout puissant vous bénisse tous et vous garde.






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"Et il n'est rien de plus beau que l'instant qui précède le voyage, l'instant ou l'horizon de demain vient nous rendre visite et nous dire ses promesses"   Milan Kundera