Description et quelques caractéristiques

CHAPITRE I DESCRIPTION DE LA FILIERE DE TRAITEMENT DES MINERAIS

I.3.1. Concentrateur de Kipushi

I.3.1.1. Description et quelques caractéristiques

Opérationnel depuis 1935, le concentrateur de Kipushi a été conçu pour une capacité

de 20.000 tonnes sèches de minerais par mois. La production a alors évolué au fil des ans

jusqu’à atteindre 60.000 t/mois en 1950 et ensuite 120.000 t/mois au cours des années 80,

avant d’enregistrer une chute en début des années 90 et de connaître quasiment un arrêt de

production à partir de 1993 (SNC – LAVALIN International, 2003).Des raisons économiques

Concentrateur de Kipushi (ACK) comparativement au nouveau (NCK) qui a été construit par

la Compagnie Minière du Sud Katanga (CMSK), société avec laquelle la Gécamines est en

partenariat ; ce concentrateur a traité la majeure partie des minerais extraits de la mine. Par

flottation différentielle des minerais mixtes cuivre - zinc, deux types de concentrés, l’un de

cuivre (25 – 30 % Cu) et l’autre de zinc (55 – 59 % Zn) ont été produits. On a pratiqué

également une concentration simple sur certains minerais de cuivre à faible teneur en zinc, qui

a permis d’obtenir des concentrés de cuivre d’environ 22 % Cu en moyenne. Le traitement par

flottation différentielle était réalisé en deux étapes :

• flottation aux xanthates (R-OCS

2^-

) comme collecteur des minéraux de cuivre, après

dépression de la sphalérite et de la pyrite par une solution de cyanure de sodium

(NaCN) et de sulfate de zinc (ZnSO

). Le moussant utilisé étant le MIBC (méthyl –

isobutyl – carbinol) et le pH était compris entre 9 et 9,5 ;

• flottation aux xanthates ou aux dithiophosphates appelés couramment aerofloats

((RO)

PS

2^-

) de la sphalérite après activation par le sulfate de cuivre (CuSO

)

Le

moussant utilisé étant l’huile de pin et le pH ajusté entre 10 et 11 avec de la chaux afin

de limiter la flottation de la pyrite.

Nous donnons, à titre indicatif dans le tableau I.1 ci-après, le domaine de variation de

la consommation de quelques réactifs de flottation (Blazy, P. et Jdid, E.A., 2000).

Quelques uns d’entre eux sont dangereux

pour la santé humaine et pour l’environnement ;

c’est notamment le cas du sulfate de cuivre (N° CAS : 7758-98-7), nocif pour l’homme en cas

d’ingestion, irritant pour les yeux et la peau, très toxique pour les organismes aquatiques ; du

cyanure de sodium (N°CAS : 143-33-9), très toxique pour l’homme par inhalation, par

contact avec la peau et par ingestion et très toxique pour les organismes aquatiques, peut

entrainer des effets néfastes à long terme pour l’environnement aquatique ; du sulfate de zinc

(N°CAS : 7733-02-0), irritant pour les yeux et la peau et très toxique pour les organismes

aquatiques, peut aussi entrainer des effets néfastes à long terme pour l’environnement

aquatique. On note aussi que la consommation de réactifs est extrêmement variable d’un

minerai à un autre.

Tableau I.1 : Domaine de variation de la consommation de réactifs de flottation

Réactif Rôle Consommation (g/t)

Xanthate Collecteur 25 - 90

Dithiophosphate Collecteur 25 -90

Amines Collecteur 45 - 450

Acide gras Collecteur 225 - 1350

CuSO

Activant 90 - 2250

NaSiO

Déprimant 225 - 1350

NaCN Déprimant 45 - 225

ZnSO

Déprimant 45 - 1350

Huile de pin Moussant 4,5 - 135

MIBC Moussant 3 - 225

TEB Moussant 9 - 60

La figure I.8 ci-dessous présente le schéma simplifié de la flottation différentielle qui

était d’application à l’ACK (Prasad, M.S., 1989). On constate par exemple que la sphalérite et

la pyrite sont déprimées par le cyanure de sodium et le sulfate de zinc. Ces réactifs sont

introduits dès le broyage en vue de leur assurer un contact étroit et prolongé avec le minerai,

qui est alors soumis à la flottation au xanthate de potassium avec le MIBC comme moussant.

Il faut remarquer que cette flottation se fait en deux temps, une préflottation (ébauchage)

suivie de trois finissages (reflottations) permettant de recueillir les mousses sous forme d’un

premier concentré de cuivre dit « concentré primaire ». Les rejets de la première étape, sont

ensuite alcalinisés à la chaux et traités au sulfate de cuivre en vue de réactiver la sphalérite,

avant d’effectuer de nouveau une flottation suivie de quatre finissages qui permettent de

recueillir un concentré de zinc et les rejets de cette étape constituent les rejets d’usine à

pomper en bassins.

Figure I.8 : Schéma simplifié de la flottation différentielle des minerais sulfurés de Kipushi

Les rejets solides générés lors de la flottation différentielle de ces minerais ont varié

durant les années 80 de 3000 à 3400 tonnes pour 4000 tonnes de minerais traités par jour. Le

stockage en surface de ces rejets remonte à 1960, longtemps après la mise en service du

concentrateur. Avant cette date, la majorité des rejets solides étaient retournés dans la mine

pour le remblayage. Cette technique a été abandonnée suite aux difficultés d’exhaure qui

Alimentation (minerais sulfurés Cu-Zn)

Conditionnement Ebauchage Flottation 1er Finissage 2e Finissage 3^e Finissage Décantation Filtration Concentré de cuivre Conditionnement Ebauchage 1er Finissage 2e Finissage 3e Finissage 4e Finissage Décantation Filtration Concentré de zinc

Rejets d’usine vers bassins NaCN + ZnSO4

(KAX, MIBC)

CuSO4, Chaux

devenait de plus en plus préoccupantes avec l’augmentation de la capacité du concentrateur et

suite à la perspective d’une récupération éventuelle des métaux de valeur contenus dans ces

rejets.

Les bassins de résidus ont été aménagés dans la vallée de la rivière Kipushi par la

construction de trois digues en aval du complexe minier. Ces bassins artificiels servent à la

rétention des particules solides après décantation, les eaux de débordement étant évacuées

(sans traitement préalable) dans la rivière Kipushi. Rappelons que ces eaux contiennent des

métaux dissous et des traces de réactifs de flottation. Deux des trois bassins sont déjà remplis

et forment deux stocks de rejets solides. Le troisième est actuellement utilisé pour le stockage

des rejets solides de flottation des minerais oxydés cuivre – cobalt traités dans un nouveau

concentrateur installé par la CMSK sur le même site à environ 1,5 km de l’ancien (SNC –

LAVALIN International, 2003). La limite du premier bassin est à l’Est à quelques mètres

seulement de la cité des travailleurs de la Gécamines Kipushi. L’ensemble des bassins retenus

par les deux premières digues s’étend sur une distance d’environ 2,5 km et couvrent une

superficie d’environ 240 hectares. La profondeur des couches des rejets varie de 7 à 14 m

dans le bassin I et de 12 à 15 m dans le bassin II.

D’après une note interne du service de géologie de la Gécamines Kipushi, le cubage

effectué par le service de topographie en avril 1994 a donné les estimations suivantes : 3,2

millions de m

pour le premier bassin, 12,3 millions de m

pour le deuxième et 640.000 m

pour le troisième. Ils contiendraient en tout environ 38 millions de tonnes de rejets à des

teneurs en cuivre allant de 0,2 à 2,2 % et en zinc de 1 à 8 %, et des proportions relativement

faibles en divers réactifs de flottation utilisés. Dans le tableau I.2 ci-après, nous ne tenons pas

compte des données du troisième bassin, car les 640.000 m

soient environ 1.550.000 tonnes

sèches d’anciens rejets de minerais sulfurés se retrouvent actuellement mélangés avec les

nouveaux rejets des minerais oxydés cuivre-cobalt de la compagnie CMSK, ce qui

logiquement fausserait les estimations ; de plus, le bassin en question n’est pas encore rempli

et continue à être utilisé.

Tableau I.2 : Estimation du stock global des rejets de flottation

(Source : service de géologie de la Gécamines Kipushi)

Parc Capacité (m³) Tonnes sèches Tonnes Cu Tonnes Zn Tonnes S Tonnes Fe

I 3.228.250 7.645.236 48.930 169.724 187.308 331.803

II 12.316.080 28.981.178 95.638 533.254 1.040.424 1.388.158

Total 15.544.330 36.626.414 144.568 702.978 1.227.732 1.719.961

Estimation 16.000.000 37.000.000 145.000 703.000 1.250.000 1.750.000

Nous donnons, à titre indicatif, une estimation de la composition chimique de ces rejets

solides (Kalenga et al., 2006) dans le tableau I.3 ci-dessous.

Tableau I.3 : Estimation de la composition chimique des rejets du concentrateur de Kipushi

(Source : service de géologie de la Gécamines Kipushi)

Parc ^{Teneurs (%)}

Cu Zn Fe S Cd (ppm) As SiO₂ MgO

I 0,46 2,46 3,89 3,94 176 0,21 31,31 7,10

II 0, 22 1,86 4,34 3,26 178 0,17 40,94 9,24

Ces bassins à rejets ont été d’abord remplis l’un après l’autre au fil du temps et au

rythme de la production des concentrés ; sans oublier qu’on y a versé des rejets issus de la

concentration de minerais mixtes cuivre – zinc, des minerais de cuivre pauvres en zinc et des

minerais riches en zinc, sans chercher à localiser au préalable des endroits spécifiques dans les

bassins. Nous supposons que ces analyses n’ont pas été faites sur des échantillons

représentatifs des bassins I et II ; ce qui pourrait expliquer cet écart des rapports entre le zinc

et le cuivre dans les deux tableaux I.2 et I.3. Le choix de l’emplacement du bassin de

décharge de rejets solides doit tenir compte des facteurs environnementaux, topographiques,

hydrologiques et géotechniques (Versaw, R.E., Mular A.L.and Bhappu, R.B., 1967). Plus les

minerais sont pauvres, plus la quantité de rejets solides est importante, ceci d’autant plus que

les exploitations modernes sont gigantesques. Une tonne de minerai produit en moyenne un

volume de rejet solide de l’ordre de 0,6 m

.

Il est important de noter aussi que la pulpe qui est pompée en bassin est un mélange d’eau de

procédé et de solides (majoritairement les constituants de la gangue des minerais) qui vont par

après décanter en bassin. Elle contient en plus des traces des réactifs résiduels qui peuvent se

concentrer à l’interface minéral-eau, à l’interface air-eau ou encore en solution.

Le tableau I.4 donne une indication de la concentration des collecteurs en solution à l’entrée

et dans les rejets de flottation à la sortie du traitement (Blazy, P. et Jdid, E.A., 2000 ; Davis,

F.T., Hyatt, D.E and Cox, C.H., 1976).

Tableau I.4 : Concentration des collecteurs en solution

Collecteur Minéral flotté ^{Concentration (mg/L)}

Entrée Sortie

Dithiophosphate de Na Sphalérite 15 0,1

Ethylxanthate de Na Molybdénite 10 0,19

Ethylxanthate de Na Galène 12,5 < 0,1

Ethylxanthate de Na Chalcopyrite – Sphalérite 94 1,7

Les moussants, qui généralement sont employés à des concentrations très faibles,

n’interviennent que pour une fraction de l’ordre du mg/L dans les effluents liquides. La teneur

en carbone organique est inférieure ou égale à 1 mg/L et la demande chimique en oxygène

(DCO) est comprise entre 10 et 90 mg/L. Les éléments présents dans les effluents liquides

peuvent provenir du minerai par dissolution d’espèces minérales ou des divers réactifs de

flottation, organiques ou inorganiques (collecteurs, déprimants, activants, régulateurs de pH,

etc.). Le tableau I.5 donne un exemple de concentration dans les eaux de flottation (Blazy, P.

et Jdid, E.A., 2000 ; Ritcey, G.M., 1989).

Tableau I.5 : Concentrations de quelques éléments dans les eaux de flottation

Elément Concentration (mg/L)

Cu 0,06 – 51

Zn 0,01 - 8,5

Cr < 0,02 - 0,67

CN < 0,01 - 0,03

SiO

4,7 – 47

Une analyse de l’eau d’exhaure de la mine de Kipushi faite en 2003, alors que celle-ci était

toujours aux arrêts, a révélé les résultats consignés dans le tableau I.6 ci-dessous (SNC –

LAVALIN International, 2003). On constate par exemple que les concentrations en cuivre et

en zinc sont dans la fourchette de celles fournies dans le tableau I.5.

Tableau I.6 : Qualité de l’eau d’exhaure de la mine souterraine de Kipushi

Paramètres

Concentration

(mg/L)

Limites acceptables

CCME (1) ^{Protection de la vie aquatique (2)}

Toxicité aiguë Effet chronique

pH 7,7 6,5 - 8,5

Dureté totale 503(mg/L) CaCO

Dureté tempo 232 (mg/L) CaCO

Dureté perma 271 (mg/L) CaCO

CaO 109,2

MgO 102,0

Arsenic Traces 0,025 0,340 0,150

Cadmium 0,01 0,005 0,028 0,009

Cobalt 0,03

Cuivre 0,08 1,000 0,064 0,037

Fer 0,08 300

Plomb 0,05 0,010 0,638 0,025

Zinc 0,80 5,000 0,471 0,471

(1): Recommandations du Conseil Canadien des Ministres de l’Environnement sur la qualité de l’eau pour l’approvisionnement des collectivités (2) : U.S. EPA : ces limites ont été ajustées en fonction de la dureté lorsque requis.

Source : SNC – LAVALIN International, 2003

Les réactifs organiques de flottation sont en général biodégradables et les

concentrations résiduelles dans les effluents liquides sont les plus souvent inférieures aux

concentrations létales données dans le tableau I.7. Cependant, certains métaux, comme le zinc

et le cuivre ainsi que les cyanures peuvent être présents à des concentrations non compatibles

avec les normes de rejet en milieu naturel, ce qui peut être le cas dans les effluents de

Kipushi. On définit la concentration létale pour un organisme vivant donné comme étant la

concentration d’une substance pour laquelle, au bout de 96 heures, la moitié de la population

de cet organisme est tuée (Ritcey, G.M., 1989 ; Ludeke et al., 1977). Enfin, les émulsions et

les huiles sont dangereuses, car elles gênent la respiration en adhérant aux branchies et

inhibent la croissance des algues qui constituent la nourriture des poissons. Les valeurs

fournies dans le tableau I.7 donnent une idée de la toxicité de certains réactifs de flottation sur

les poissons vivant en eau douce (Davis, F.T., Hyatt, D.E and Cox, C.H., 1976 ; Ritcey, G.M.,

1989). On note que la toxicité aiguë n’est pas suffisante pour être considérée comme seul

paramètre, il faudra plutôt prendre en compte la dose sublétale et tenir aussi compte de l’effet

de synergie.

Tableau I.7 : Toxicité de quelques réactifs de flottation sur des poissons vivant en eau douce