Le rendement de précipitation du cobalt révèle des insights surprenants sur l’optimisation du décobaltage primaire. Cette étude innovante propose un outil mathématique essentiel pour maximiser l’efficacité tout en réduisant les impuretés, transformant ainsi notre compréhension des processus hydrométallurgiques.
DESCRIPTION DU CIRCUIT CUIVRE
Aux usines de Tenke Fungurume Mining sont produites les cathodes de cuivre et les hydroxydes de cobalt par procédé hydrométallurgique, le procédé est subdivisé en plusieurs étapes, le circuit de production du cuivre s’étend de l’alimentation jusqu’à l’électrolyse.
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Figure I-2 : Flowsheet général de l’usine de Kwatebala
Concassage et broyage
L’installation de Tenke Fungurume est conçue pour traiter 2Mt/a de minerai, les minerais sont transportés de la mine à ciel ouvert vers le lieu d’entreposage par les camions bennes, les minerais transportés de la mine sont stockés en fonction de leur teneur en métal valorisable et leur consommation nette d’acide (NAC). Ils sont de ce fait classés de la manière suivante :
– Oxyde de haute qualité à faible consommation d’acide (NAC < 200 kg/t)
– H1 : %Cu ≥ 2,4 ;
– H2 : %Cu ≥ 1,7 et %Co < 0,4 ;
– VHCo : %Cu ≥ 1,7 et %Co ≥ 0,4 ;
– H5 : %Cu < 1,7 et Co < 0,55.
– Oxyde de haute qualité à forte consommation d’acide (NAC ≥ 200 kg/t)
– H1 : %Cu ≥ 2.8 et %Co ≥ 0,3 ;
– H2 : %Cu ≥ 1,7 et %Co < 03 ;
: %Cu < 1,7 et %Co < 0,55.
Cette classification des minerais, permet de répondre aux exigences des usines pour aboutir à la qualité et à la quantité voulue des produits marchands. Les minerais alimentés passent par un classificateur, les blocs moyennement petits tombent directement sur le convoyeur, les gros blocs sont réduits à l’aide d’un concasseur à mâchoire avant de chuter sur le convoyeur et être acheminés vers le broyage.
Les minerais venant du concassage subissent un broyage humide dans un broyeur semi-autogène, les minerais sont broyés afin d’obtenir un P80 égal à 212 μm. La pulpe obtenue après broyage subit un classement dimensionnel sur un tamis (trommel), une classification dimensionnelle aux hydrocyclones, les OF des hydrocyclones vont passer par un second classement dimensionnel sur un tamis vibrant (chip screen), les passants du tamis vibrant vont au décanteur épaississeur, les refus des tamis (trommel et chip screen) sont stockés au lieu d’entreposage des minerais.
Lixiviation
Les passants du tamis vibrant sont épaissis aux environs de 62,5% solides dans un décanteur et les UF sont pompés vers les réservoirs de lixiviation. Les OF sont envoyés dans un réservoir d’eau (process water). Les UF du décanteur sont mélangés à du raffinat de haute qualité (HGRAFF) provenant du circuit d’extraction par solvant (SX), le raffinat est chauffé à environ
45°C dans une plaque échangeuse de chaleur utilisant de l’eau chaude comme fluide caloporteur. Le circuit de lixiviation comprend cinq réservoirs à agitation mécanique fonctionnant dans une configuration en cascade à débordement en série. La lixiviation se fait avec un appoint d’acide sulfurique et du dioxyde de soufre, le dioxyde de soufre est ajouté pour réduire les ions cobaltiques insolubles en ion cobalteux, la lixiviation se fait à un pH de 1,8. Les réactions chimiques probables sont les suivantes :
Réactions principales
Les réactions principales sont ceux qui traduisent la mise en solution des éléments valorisables (cuivre et cobalt) :
Cu2(CO3)(OH)2 + 2H2SO4 → 2CuSO4 + 3H2O + CO2 | (I-1) |
2CoOOH + H2SO4 + SO2 → 2CoSO4 + 2H2O | (I-2) |
8Cu1.75Al0.25H1.75(Si2O5)(OH)4.025H2O+17H2SO4→14CuSO4+Al2SO43+16H4SiO4 +10H2O | (I-3) |
Cu5(PO4)2(OH)4 + 5H2SO4 → 5CuSO4 + 4H2O + 2H3PO4 | (I-4) |
Réactions secondaires
Les réactions secondaires sont multiples, en ce qui nous concerne, nous n’avons énuméré que les réactions qui traduisent la mise en solution des éléments pris en compte pour réaliser notre étude :
2FeOOH + H2SO4 + SO2 → 2H2O + 2FeSO4 | (I-5) |
Fe2O3 + H2SO4 + SO2 → H2O + 2FeSO4 | (I-6) |
2Al(OH)3 + 3H2SO4 → Al2(SO4)3 + 6H2O | (I-7) |
Al2Si2O9H + 3H2SO4 → Al2(SO4)3 + 2H4SiO4 + H2O | (I-8) |
Zn(OH)2 + H2SO4 → ZnSO4 + 2H2O | (I-9) |
ZnO + H2SO4 → ZnSO4 + H2O | (I-10) |
MnO2 + SO2 → MnSO4 | (I-11) |
Mg(OH)2 + H2SO4 → MgSO4 + 2H2O | (I-12) |
MgCO3 + H2SO4 → MgSO4 + H2O + CO2 | (I-13) |
On utilise de l’air à haute pression pour chasser le SO2 résiduel vers la tour de traitement de gaz (scrubber) où on injecte du NaOH pour le neutraliser.
Décantation à contre-courant
Après la lixiviation, le lixiviat est pompé vers le décanteur clarificateur, les OF constituent le lixiviat de haute qualité (HGPLS) et les UF sont envoyés vers la décantation à contre-courant (CCD) pour un lavage.
Les UF du décanteur clarificateur subissent un lavage à contre-courant en cinq étages avec la liqueur de cobalt (LCO) provenant de la précipitation secondaire du cobalt. Les OF du premier décanteur constituent le lixiviat de faible qualité (LGPLS) et les UF du cinquième décanteur sont envoyés à la neutralisation. On utilise le floculant pour coaguler les particules fines et ainsi accélérer leur décantation.
Les concentrations du Cu et Co dans le HGPLS sont respectivement de 12 à 14 g/L et 4 à 7 g/L. Les concentrations du Cu et Co dans le LGPLS sont respectivement de 5 à 7 g/L et 2 à 3 g/L.
Neutralisation
Les UF provenant du cinquième décanteur sont pompés vers le circuit de neutralisation où ils sont mis en contact avec le lait de chaux dans une série de trois cuves agitées mécaniquement. La neutralisation se fait à un pH de 8,5. La pulpe neutralisée est ensuite pompée vers une installation de stockage des rejets.
Extraction par solvant
Le circuit d’extraction par solvant est constitué d’une configuration unique comprenant 4 extractions et 2 stripages. Le circuit fonctionne avec une phase organique constituée d’un extractant et d’un diluant dont la proportion volumique correspond à 30 % pour l’extractant et 70 % pour le diluant. Ce circuit est subdivisé en deux : un circuit HG comprenant 2 extractions en série avec un stripage et un circuit LG comprenant également 2 extractions en série avec un stripage.
Extraction
Le HGPLS et le LGPLS selon leur circuit respectif sont mis en contact à contre-courant avec la phase organique dans un ratio O:A de 1,4:1 dans les mélangeurs (mixers), Le Cu est extrait du PLS vers la phase organique selon la réaction suivante :
2RH + Cu2+ ⟶ R2Cu + 2H+ | (I-14) |
Après l’extraction, la phase organique est chargée en ions cuivriques et la phase aqueuse est enrichie en proton (H+), on obtient un raffinat de haute qualité (HGRAFF) dans le circuit HG
et un raffinat de faible qualité (LGRAFF) dans le circuit HG, la concentration en cuivre dans les raffinats est respectivement de 1,64 g/l et 0,17 g/l. Le HGRAFF est stocké dans le bassin et est pompé vers la lixiviation, le LGRAFF est également stocké dans le bassin pour alimenter le circuit cobalt.
Stripage
L’organique chargée est mise en contact avec le line electrolyte qui est une solution riche en proton, les ions cuivriques sont transférés de la phase organique vers la phase aqueuse et les protons irons de la phase aqueuse vers la phase organique, le mécanisme se déroule selon la réaction suivante :
R2Cu + H2SO4 ⟶ 2RH + CuSO4 | (I-15) |
Après le stripage, on obtient le rich electrolyte avec une concentration en cuivre aux environs de 55 g/l, le rich electrolyte est ensuite renvoyé vers l’électrolyse. Il faut souligner qu’après plusieurs opérations d’extraction, la phase organique est traitée pour la débarrasser de certaines impuretés pouvant la rendre inefficace.
Électrolyse
Le rich electrolyte du SX est pompé vers l’électrolyse en passant par les échangeurs de chaleur, il passe ensuite à travers les filtres à double média pour éliminer les matières organiques entraînées ainsi que certaines impuretés. Ces filtres comprennent deux couches de média (anthracite et grenat) pour permettre la filtration jusqu’à 10 microns.
Les filtres sont périodiquement lavés à contre-courant avec de l’eau brute et les matières organiques ainsi que les impuretés sont ensuite récupérées de la solution de lavage à contre-courant. Le rich electrolyte est transféré dans le réservoir commercial et est ensuite pompé vers quatre cascades de cellules d’extraction électrolytique. Chacune de ces quatre cascades d’électroextraction sont composées de 70 cellules, avec 2 cascades soit 140 cellules.
Chaque cascade est alimentée en courant par un redresseur capable de fournir une densité de courant de 330 à 420 A/m2. Le flux de sortie combiné des cellules retourne au réservoir de circulation du line electrolyte. Le gradient de concentration globale du Cu à travers le réservoir est d’environ 15 g/l donc l’électrolyte sortant des cellules a une concentration en cuivre aux environs de 40 g/l.
Cette opération se déroule selon la réaction suivante :
2CuSO4 + 2H2O → 2Cu + 2H2SO4 + 2𝑂2 | (I-16) |
Après l’électrolyse, le line electrolyte est pompé vers le SX. Pour réguler la température de l’électrolyte en circulation des échangeurs sont prévus pour assurer cette fonction, soit en refroidissant avec de l’eau brute (pendant les périodes de forte densité de courant de fonctionnement) ou en chauffant avec eau chaude (au démarrage). Le circuit d’extraction électrolytique utilise la technologie des cathodes permanentes. Le temps de cycle à l’électrolyse est de 7 jours. Après ce temps de cycle, les cathodes sont retirées de cellules électrolytiques, lavées, dénudées, pesées et prêtes à être expédiées.
Questions Fréquemment Posées
Quels facteurs influencent le rendement de précipitation du cobalt ?
Les facteurs influençant le rendement de précipitation du cobalt incluent le pH, la température et le pourcentage solide.
Quel est le rôle de la magnésie dans le processus de décobaltage primaire ?
La magnésie est utilisée dans le processus de décobaltage primaire, et l’étude vise à minimiser sa consommation tout en maximisant le rendement de précipitation du cobalt.
Comment se déroule le processus de lixiviation dans l’usine de Tenke Fungurume Mining ?
Le processus de lixiviation se fait avec un appoint d’acide sulfurique et du dioxyde de soufre, à un pH de 1,8, dans cinq réservoirs à agitation mécanique fonctionnant en cascade.