Les stratégies d’implémentation métallurgiques révèlent des rendements de récupération impressionnants pour le cuivre et le cobalt, essentiels face à l’épuisement des réserves d’oxydes. Cette étude innovante de la mine de l’Étoile offre des solutions prometteuses pour optimiser la production industrielle.
METHODES
Caractérisation
Analyse chimique
L’analyse de l’échantillon a été effectuée à l’aide d’un appareil (spectrométrie d’Absorption Atomique) au laboratoire de Chemaf après attaque de l’échantillon.
Pour faire l’attaque, nous avons procédé de la manière suivante :
- peser 1,001 g de l’échantillon finement broyé ;
- mettre dans un bécher, ajouter 30 ml d’HCl et 10 ml de HNO3 ;
- chauffer le mélange jusqu’au dégagement de la fumée blanche ;
- pipeter 5 ml de la solution et les dilués dans un ballon de 50 ml ;
- ainsi, on dilue la solution à 10 tens ;
- amener la solution diluée à l’appareil d’analyse.
Analyse granulométrique
Pour faire l’analyse granulométrique, nous avions procédé de la manière : peser 1 kg de minerai sec inférieur à 3 mm, faire le tamisage humide au moyen d’un tamis de 37μm, sécher à l’étuve les passants et les refus du tamis 37μm sur deux pans différents.
Faire passer les refus ou les supérieurs à 37μm sur une série de tamis de dimensions comprises entre 1700 et 37μm pour un tamisage. Sur cette série des tamis, après le tamisage, toutes les fractions obtenues, ont été pesées pour voir la répartition des masses sur les tamis.
Les résultats sont donnés dans le chapitre IV.
Analyse granulochimique
Pour cette analyse, la méthode est la même que celle appliquée à l’analyse granulométrique sauf qu’ici, s’ajoute l’analyse des répartis.
Les résultats sont donnés dans le chapitre IV.
Test de broyabilité
Le test de broyabilité nous permet de tracer la courbe de broyabilité qui exprime la variation de la granulométrie en fonction du temps de broyage, il est établit dans le but de déterminer le temps nécessaire pour broyer le minerai afin d’obtenir une granulométrie qui nous donne le d80 aptes avec les performances escomptées lors des opérations métallurgiques de la concentration par flottation.
En général, pour un minerai mixte cuprocobaltifère, la bonne libération des minéraux de cobalt et cuivre est obtenue à une granulométrie de 15 à 20 % de refus sur le tamis de 200 Mesh (75µm).
La procédure pour réaliser ce test s’est déroulée comme suit :
- peser 5 fois 1kg (1000 g) de minerai mixte dans des pans différents ;
- remplir 35-40 % du broyeur avec 7 kg de boulets ;
- verser le premier 1 kg dans le broyeur à boulets ;
- ajouter 1 litre d’eau ;
- fermer hermétiquement le broyeur ;
- déposer sur les coussinets du moteur ;
- régler le temps de broyage au chronomètre ;
- retirer la pulpe du broyeur après le temps fixé ;
- laver les boulets de manière à récupérer toute la pulpe ;
- effectuer un tamisage humide à l’aide d’un tamis de 75 microns ;
- sécher à l’étuve les refus sur un pan ;
- peser le poids des refus de chaque pan ou tranche à l’aide d’une balance.
NB : Répéter l’opération pour les cinq temps de broyage retenus 5, 10, 15, 20 et 25 minutes. Les résultats sont donnés dans le chapitre IV.
Essais de flottation
- Essais de flottation de la fraction sulfurée
Dans cette partie, les paramètres variés sont :
- la dose du Silicate de sodium variée à 100 g/t, 150 g/t, 200 g/t et 250 g/t ;
- la dose du SIBX variée à 50 g/t, 100 g/t, 150 g/t et 200 g/t.
Ces paramètres ont été recommandés par l’entreprise.
- Schéma de flottation des sulfures
Pour les essais de la flottation de notre échantillon, nous avons suivi le schéma ci-après pour l’obtention d’un concentré ébauché sulfure :
SIBX 10 % F1 à 60 %
SIBX 10 % F2 à 20 %
SIBX 10 % F3 à 10 %
SIBX 10 % F4 à 10 %
Silicate 30%
Pulpe
Moussant 2 gouttes
Rejet
C1 C2 C3 C4
F1 2,5’
F1 2,5’
F1 2,5’
F1 2,5’
Figure 3. Schéma de flottation des sulfures
- F1, F2,…F4 : sont des fractions de la dose du collecteur ;
- C1, C2, …C4 : sont des concentrés ;
- SIBX : Collecteur ;
- 2,5’ ; traduit 2 minutes 30 secondes.
Pour réaliser ces essais, nous avons suivi le mode opératoire suivant :
- préparer une pulpe 50 % solide et 50 % liquide (mélange d’un 1 litre d’eau pour 1kg d’échantillon), broyer ce mélange pendant 21 minutes dans un broyeur à boulets rempli à 40 % de 7 kg des boulets ;
- après déverser la pulpe dans une cellule de flottation de 2,5 litres ;
- démarrer la machine de flottation sur le bouton on ;
- préparer les réactifs nécessaires selon les doses ;
- ajouter les réactifs appropriés dans la pulpe à flotter et conditionner pendant le temps bien déterminé ;
- alimenter l’air dans la pulpe, attendre la formation de la mousse (si pas suffisante, ajouter du moussant), puis commencer à récupérer à l’aide de la raclette pendant un temps déterminé et en fractions déterminées ; après récupération de chaque fraction de concentré, faire un appoint de réactifs ;
- après flottation, sécher les différents concentrés produits et les rejets à l’étuve ;
- après séchage, peser les solides, puis les envoyer aux analyses chimiques pour en déterminer les teneurs en cobalt et cuivre total ;
- calculer les rendements de chaque concentré.
-
Essais de flottation de la fraction oxydée
- la dose de NaSH variée à 200 g/t, 2500 g/t, 3000 g/t et 3500 g/t ;
- la dose de KAX variée à 100 g/t, 200 g/t, 300 g/t et 400 g/t.
- la dose de silicate de sodium a été maintenue à 200 g/t.
Ces paramètres ont été recommandés par l’entreprise.
- Schéma de flottation des oxydes
Pour les essais de la flottation de notre échantillon, nous avons suivi le schéma ci-après pour l’obtention d’un concentré ébauché oxyde :
NaSH 25% à 100%
volume
F1 2,5’
F1 2,5’
F1 2,5’
F1 2,5’
Silicate 30%
Rejet sulfures
KAX 10 % F1 à 60 %
Moussant 2 gouttes
KAX 10 % F2 à 20 %
KAX 10 % F3 à 10 %
KAX 10 % F4 à 10 %
Rejet
C1 C2 C3 C4
Figure 4. Schéma de flottation des oxydes
- F1, F2,…F4 : sont des fractions de la dose du collecteur ;
- C1, C2, …C4 : sont des concentrés ;
- KAX : Collecteur ;
- 2,5’ ; traduit 2 minutes 30 secondes.
Pour réaliser ces essais, nous avons suivi le mode opératoire suivant :
- étant donné que les doses des sulfures ont été optimisé, flotter avec des doses optimales jusqu’à avoir le rejet des sulfures ;
- après, déverser la pulpe (rejet sulfure) dans une cellule de flottation de 1,5 litre ;
- prélever une quantité qui servir à la connaissance des teneurs de départ oxyde ;
- démarrer la machine de flottation sur le bouton on ;
- préparer les réactifs nécessaires selon les doses ;
- ajouter les réactifs appropriés dans la pulpe à flotter et conditionner pendant le temps bien déterminé ;
- alimenter l’air dans la pulpe, attendre la formation de la mousse (si pas suffisante ajouter du moussant), puis commencer à récupérer à l’aide de la raclette pendant un temps déterminé et en fractions déterminées ; après récupération de chaque fraction de concentré, faire un appoint de réactifs ;
- après flottation, sécher les différents concentrés produits et les rejets à l’étuve ;
- après séchage, peser les solides, puis les envoyer aux analyses chimiques pour en déterminer les teneurs en cobalt et cuivre total ;
- calculer les rendements de chaque concentré.
Le silicate (Na2SiO3) : 200 g /t = 0,66 ml, dose de dispersant retenue après optimisation de la récupération de cobalt et cuivre total et elle était ajoutée dans la pulpe à 100% ou dans une fraction pour toutes le deux parties.
- Pour la partie sulfure :
- le SIBX : optimisé à 150 g/t équivalent à 1,5 ml, était ajouté en fraction, 4 fractions (à 60 % o, 20 %, 10 % et en fin 10%).
Tableau 2. Fraction du collecteur SIBX
Fractions | 1 | 2 | 3 | 4 |
Pourcentage | 60 | 20 | 10 | 10 |
Dose en ml | 0,9 | 0,3 | 0,15 | 0,15 |
- Pour la partie oxyde :
- Le NaSH : optimisé à 2500 g/t équivalent à 10 ml, était ajouter à 100 % ;
- Le KAX : optimisé 300 g/t équivalent à 3 ml, fractionné en 4 (à 60 % o, 20 %, 10 % et en fin 10%).
Tableau 3. Fraction du collecteur KAX
Fractions (F) | 1 | 2 | 3 | 4 |
Pourcentage % | 60 | 20 | 10 | 10 |
Dose en ml | 1,8 | 0,6 | 0,3 | 0,3 |
CHAPITRE IV : PRESENTATION ET ANALYSE DES RESULTATS
Dans ce chapitre, nous présenterons les différents résultats de la caractérisation de l’échantillon et des essais de flottation ainsi que leur analyse.
Résultats de la caractérisation
Résultats de l’analyse minéralogique
Les résultats de cette analyse sont repris dans le tableau ci-dessous.
Tableau 4. Résultat de l’analyse minéralogique de l’échantillon
Nature du minerai | Minéral | Formule |
Sulfures | Chalcopyrite | FeS.CuS |
Chalcosine | Cu2S | |
Bornite | Cu5FeS4 | |
Carrolite | Cu(Co.Ni)2S4 | |
Oxydes | Malachite | CuCO3.Cu(OH) 2 |
Chrysocolle | CuSiO3.2H2O | |
Hétérogénite | Co2O3 CuO.CoO.7H2O | |
Gangues | Quartz | SiO2 |
Dolomite | CaCO3.MgO3 |
De ce tableau, il ressort que notre échantillon est bel et bien un minerai mixte à prédominance sulfuré avec la présence du cuivre en sulfure sous forme chalcopyrite et le cobalt sous forme de Carrolite et en oxyde, le cuivre sous forme de la malachite et le cobalt sous forme de l’hétérogénite comme principaux minéraux.
Résultats d’analyse chimique
Les résultats de cette analyse sont repris dans le tableau ci-dessous.
Tableau 5. Résultats d’analyse chimique
Eléments | Cutot | Cuox | Cotot | Coox | Fe | Mn | Zn | Mg | Ca | Al | Ni |
Teneur (%) | 6,66 | 2, 31 | 0,836 | 0,44 | 5,77 | 0,090 | 0,033 | 6,275 | 1,292 | 2,618 | 0,0034 |
Ce tableau montre que :
Il ressort de ce tableau que 4,35 % de la teneur en cuivre soit 65,27 % et 0,396 % de la teneur en cobalt soit 46,26 % sont sous forme sulfurées et que 34,73 % du cuivre et 53,74
% du cobalt sont sous forme oxydées.
Cette analyse montre que l’échantillon est constitué de 6,66 % Cu dont 2,31 % sous formes d’oxydes, de 0,836 % de Co dont 0,44% sous forme d’oxydes ; les autres éléments analysés sont repris dans le tableau 5.
Résultats d’analyse granulométrique
Les résultats de cette analyse sont repris dans le tableau ci-dessous.
Tableau 6. Résultats de l’analyse granulométrique de l’échantillon préparé
Fraction Tamis (µ) | Masse (g) | Répartition massique (%) | Refus Cumulés (%) | Passants cumulés (%) |
+1700 | 133,1 | 13,39 | 13,39 | 86,61 |
–1700 +850 | 203,2 | 20,44 | 33,83 | 66,17 |
– 850 +600 | 72,9 | 7,33 | 41,16 | 58,84 |
-600 +300 | 102 | 10,26 | 51,42 | 48,58 |
-300 +212 | 59,6 | 5,99 | 57,41 | 42,59 |
-212 +150 | 27,2 | 2,74 | 60,15 | 39,85 |
-150 +106 | 37 | 3,72 | 63,87 | 36,13 |
-106 +75 | 50,8 | 5,11 | 68,98 | 31,02 |
-75 +45 | 33,8 | 3,40 | 72,38 | 27,62 |
-45 +37 | 11,6 | 1,17 | 73,55 | 26,45 |
-37 | 262,98 | 26,45 | 100 | 0 |
TOTAL | 994,18 |
Les résultats contenus dans le tableau ci-dessus montrent que les minerais contiennent près de 68,98 % de particules de taille supérieure à 75μm. La fraction des particules de dimension inférieure à 75μm représente 31,02% de la masse totale de l’échantillon.
La fraction des particules de dimension inferieures à 37μm représente plus de ¼ de l’échantillon, soit 26,45 % en masse.
Figure 5. Courbe de la répartition des passants cumulés
90
80
70
60
50
40
30
20
10
0
0
500
1000
1500
Ouverture des Tamis (µ)
Reprtition des passants cumulés
La concentration des métaux par flottation impose la dimension des particules comprises entre 100 et 10 μm et que les fractions grossières soient ramenées par broyage à des dimensions inférieures à 100 μm, favorables pour la récupération des minéraux valorisables.
Les résultats de l’examen du d80 de la figure 4 montrent que l’échantillon préparé, présente une granulométrie supérieure à 75µm c’est-à-dire que le 80 % des passants se trouve dans un tamis de 1500µm d’où il serait obligatoire de soumettre notre échantillon au broyage pour atteindre les dimensions des particules aptes à la flottation.
Résultat d’analyse granulochimique
Le tableau ci-dessous montre les résultats de l’analyse granulométrique
Tableau 7. Résultats de l’analyse granulochimique
Fraction (μm) | Teneur (%) | Teneur % | Poids métal (g) | Répartition % | ||||
(g) | % | Cu | Co | Cu | Co | Cu | Co | |
+1700 | 133,1 | 13,39 | 4,67 | 0,725 | 6,22 | 0,96 | 12,84 | 12,08 |
–1700 +850 | 203,1 | 20,44 | 4,83 | 0,78 | 9,81 | 1,58 | 20,25 | 19,87 |
– 850 +600 | 72,9 | 7,33 | 6,83 | 1,79 | 4,98 | 1,30 | 10,28 | 16,35 |
-600 +300 | 102 | 10,26 | 6,51 | 1,70 | 6,64 | 1,73 | 13,70 | 21,76 |
-300 +212 | 59,6 | 5,94 | 7,07 | 1,57 | 4,21 | 0,94 | 8,69 | 11,82 |
-212 +150 | 27,2 | 2,74 | 6,52 | 1,31 | 1,77 | 0,36 | 3,65 | 4,53 |
Suite Tableau 8. Résultats de l’analyse granulochimique
-150 +106 | 37 | 3,72 | 6,48 | 0,865 | 2,40 | 0,32 | 4,95 | 4,03 |
-106 +75 | 50,8 | 5,11 | 6,14 | 0,293 | 3,12 | 0,15 | 6,44 | 1,89 |
-75 +45 | 33,8 | 3,39 | 4,96 | 0,416 | 1,68 | 0,14 | 3,47 | 1,76 |
-45 +37 | 11,6 | 1,17 | 4,51 | 0,216 | 0,52 | 0,03 | 1,07 | 0,38 |
-37 | 262,9 | 26,45 | 2,70 | 0,167 | 7,10 | 0,44 | 14,65 | 5,54 |
Total | 994,18 | 48,45 | 7,95 | 100,00 | 100,00 |
Il ressort de ce tableau qu’environ 20,25 % cuivre et 20 % cobalt se trouve dans la tranche de
-1700+850µm, qu’environ 81 % cuivre et 92 % cobalt se trouve sur les tranches supérieures à 75 µm qui est notre tamis de référence et que les tranches inférieures à 75µm ont une répartition médiocre.
De ces résultats nous pensons qu’il est toujours obligatoire de broyer l’échantillon pour libérer les métaux utiles.
+1700 -1700+850 -850+600 -600+300 -300+212 -212+150 -150+106 -106+75 -75+45 -45+37 +37
tranches granulométriques (µm)
0
0,377
1,7611,07
1,887
3,47
4,025
5,535
4,5284,95
3,65
5
6,44
Cobalt
10 8,69
Cuivre
10,28
11,824
12,075
13,7
12,84
15
14,65
16,352
20
20,1295,874
21,761
25
répartition du cuivre et cobaalt (%)
Figure 6. Histogramme donnant les répartitions du Cu et Co de l’échantillon
Résultats de l’étude de broyabilité
Les résultats de l’étude de broyabilité du minerai sont repris dans le tableau 9 avec leur représentation graphique sur la figure 7 ci-après :
Tableau 9. Résultats de l’étude de broyabilité de l’échantillon du mixte
45
40
35
30
25
20
15
10
0
5
10
15
2021
25
30
Temps en minutes
Essais | Temps (Min) | Poids alim (g) | Masse refus (g) | % Refus 75 μm |
1 | 5 | 1000 | 389,7 | 38.97 |
2 | 10 | 1000 | 295,2 | 29.52 |
3 | 15 | 1000 | 248,9 | 24.89 |
4 | 20 | 1000 | 210,4 | 21.04 |
5 | 25 | 1000 | 169,6 | 16.96 |
Figure 7. Courbe de broyabilité de l’échantillon
21
refus %
Nous pouvons constater de la courbe reprise à la figure 5 que le temps de broyage de ce minerai correspondant à 20 % de refus sur un tamis de 200 mesh (75µm) est de 21 minutes. C’est ainsi dans tous les essais de la flottation réalisés dans la suite de ce travail, notre pulpe a été obtenue après un broyage humide du minerai à 21 minutes.
Questions Fréquemment Posées
Comment se déroule l’analyse chimique des échantillons de minerai ?
L’analyse chimique est effectuée à l’aide d’un appareil de spectrométrie d’Absorption Atomique après attaque de l’échantillon avec HCl et HNO3.
Quelles sont les étapes pour réaliser un test de broyabilité ?
Pour le test de broyabilité, il faut peser 5 fois 1kg de minerai, remplir le broyeur avec des boulets, ajouter de l’eau, régler le temps de broyage et effectuer un tamisage humide.
Quels paramètres sont variés lors des essais de flottation des fractions sulfurées ?
Les paramètres variés sont la dose de Silicate de sodium et la dose de SIBX, respectivement à 100 g/t, 150 g/t, 200 g/t et 250 g/t pour le silicate, et 50 g/t, 100 g/t, 150 g/t et 200 g/t pour le SIBX.
Quel est l’objectif de l’étude sur la flottation séquentielle du minerai mixte ?
L’objectif est de déterminer les conditions optimales d’utilisation des réactifs pour améliorer les performances métallurgiques et obtenir des concentrés avec des rendements de récupération significatifs pour le cuivre et le cobalt.