Influence de l’activation des grains sur la flottation des sulfures

6.1.2.1. Activation par sulfuration superficielle

En admettant l’hypothèse de l’altération des minéraux sulfurés des tailings de Kipushi, un autre test de flottation a été mené en ajoutant au préalable le NaHS à une dose totale de 150 g/t pour la sulfuration superficielle des minéraux désactivés. Les résultats de cette flottation sont donnés au tableau 16 (essai 4).

Pour tenir compte de la dualité possible entre l’activation et la dépression des sulfures par l’ion S^2- apporté dans la pulpe (les ions S^2- de la solution tendent à déplacer les ions xanthates de la surface des minéraux à pH élevé), d’autres flottations ont été réalisées en deux étapes successives :

- A la première étape, on flotte les sulfures non altérées sans ajout de NaHS comme à l’essai 3

- ensuite à la seconde, après sulfuration du rejet de la première étape, on flotte les minéraux altérés.

Trois essais ont été ainsi réalisés avec de doses différentes de NaHS (100, 200 et 400 g/t) et les résultats sont donnés dans le même tableau 16 (essais 5 à 7). Pour voir l’influence de la sulfuration dès le début de la flottation ou de la sulfuration après flottation des sulfures non altérés sur la flottation du cuivre et du zinc, nous avons porté sur le même graphique (figure 20) les résultats obtenus (rendements cumulés et teneurs cumulées) aux essais 4 à 7 et ceux de l’essai 3 effectué au même pH sans sulfuration en fonction de la masse cumulée de concentré.

79

Tableau 16 - Résultats concernant l’étude de l’influence de la sulfuration sur la flottation du cuivre et du zinc des tailings de Kipushi

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d80 = 75µm)

% Rdt

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d80 = 75µm)

% Rdt

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d80 = 75µm)

% Rdt

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d80 = 75µm)

% Rdt

80

Avec

4Cu(150) : numéro essai/élément/dose NaHS

5Cu(0+100) : numéro essai/élément/dose de NaHS ajoutée après flottation sans NaHS

Figure 20 - Influence de la sulfuration des grains sur la flottation du cuivre et du zinc des talings de Kipushi, rendements (a) et teneurs (b) en fonction de la masse cumulée de concentré

0

81 En comparant les essais 3 et 4 réalisés dans les mêmes conditions avec la seule différence qu’à l’essai 4 l’alimentation a subi au préalable une sulfuration par ajout en pulpe de NaHS, on constate que les résultats ne sont pas différents. Les rendements et les teneurs cumulées varient de la même manière avec le poids flotté. Il y a juste une légère augmentation du poids flotté à l’essai 4 qui a fait passer le rendement de récupération du cuivre de 45 à 50 % et celui du zinc de 64 à 68 %. Comme aux essais précédents, cette augmentation du poids de concentré s’accompagne de la diminution des teneurs cumulées en métaux comme on peut le voir sur la figure 20 (b).

La première flottation effectuée aux essais 5 à 7 avant d’ajouter le NaHS dans la pulpe est identique à l’essai 3. La comparaison des résultats de cette première flottation (voir tableau 16 essais 5 à 7, les résultats liés à la fraction A ou sur la figure 20, les points de départ des courbes à deux points) avec ceux de l’essai 3 (sur la figure 20, le point donnant le rendement maximum) montre que ce dernier essai est reproductible. Le poids flotté est de 20 à 21 % de l’alimentation et les récupérations du cuivre et du zinc sont respectivement égales à 47 ± 2 % et 65,5 ± 1,5 %.

L’ajout de NaHS aux essais 5 à 7 après cette première étape favorise la flottation d’une autre quantité de matière, 7 à 9 % de l’alimentation comme l’indiquent les résultats au tableau 16.

Cette deuxième flottation permet d’augmenter la récupération globale du cuivre qui atteint 61 à 67 % et celle du zinc qui monte à 74–75 %. Ces résultats s’expliqueraient par l’influence de l’ajout de NaHS sur l’activation des minéraux de cuivre et de zinc oxydées et/ou sulfurées altérées qui n’arrivent pas à flotter avec les xanthates sans ajout d’agent sulfurant.

L’activation par le NaHS et l’augmentation résultante de la récupération globale en métaux est plus sensible pour le cuivre que pour le zinc et même en comparant les teneurs cumulées, celles du cuivre sont restées autour de 1,5 % alors que celles du zinc ont légèrement baissées.

Ceci confirmerait l’hypothèse de l’altération prononcée des minéraux de cuivre dans les tailings de Kipushi.

Comme l’indiquent les courbes de rendement et teneur cumulées de ces mêmes essais (figure 20), l’augmentation de la dose de NaHS ne changent pas tellement les résultats de la flottation. La dose de 100 g/t de NaHS (essai 5) est suffisante pour la récupération de cette partie du cuivre et du zinc qui est activée par sulfuration superficielle.

82 6.1.2.2. Activation par prétraitement à pH acide

L’activation acide est parfois recommandée dans le cas où la dépression des sulfures est due à la formation des complexes stables comme dans le cas de la pyrite du ferrocyanure ferrique Fe4[Fe(CN)6]3(s). Ces complexes étant stables aux pH supérieurs à 6,5, les rejets ont été traités en pulpe avec de l’acide sulfurique à pH 6 pendant 10 minutes. La pulpe a été ensuite ramenée à la valeur du pH de flottation (pH 10).

Les résultats de l’influence du prétraitement acide à pH 6 sur la flottation des sulfures sont repris dans le tableau 17. Pour voir l’influence de l’activation par ce prétraitement acide, nous avons comparé les résultats obtenus à l’essai 8 avec ceux de l’essai 3 en reportant sur la figure 21 la variation des rendements cumulés et des teneurs en cuivre et en zinc en fonction de la masse cumulée de concentré. Sur le même graphique, nous avons également représenté les rendements et teneurs obtenus aux essais 4 et 5 pour pouvoir comparer les deux modes d’activation utilisés lors des tests de flottation.

Tableau 17 - Résultats concernant l’étude de l’influence du prétraitement acide sur la désulfuration des tailings de Kipushi

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d80 = 75µm)

% Rdt récupération à l’essai 8 a évolué à des valeurs supérieures, celui du zinc ainsi que les teneurs cumulées en cuivre et en zinc ont varié de la même manière avec ceux de l’essai 3 effectué sans aucune activation préalable. Comme pour les essais de flottation avec sulfuration, le prétraitement à pH acide favorise la flottation d’un poids de matière plus grand. Le rendement de récupération du cuivre à l’essai 8 a évoluée à des valeurs supérieures puisque le bilan de la flottation ferme avec une teneur faible en cuivre dans le rejet.

83

Avec

4Cu(150) : numéro essai/élément/dose NaHS directement au début

5Cu(0+100) : numéro essai/élément/dose NaHS ajoutée après flottation sans NaHS 8Cu(prétr.ac)) : numéro essai/élément/prétraitement acide

Figure 21- Influence de l’activation par prétraitement acide sur la flottation du cuivre et du zinc des tailings de Kipushi, rendements (a) et teneurs (b) en fonction de la masse cumulée de concentré

0

84 Comparé à l’essai 3, le prétraitement acide de l’essai 8 augmente le poids flotté de 7 % par rapport à l’alimentation comme à l’essai 5 et ceci s’est accompagné d’une augmentation du rendement globale de récupération des métaux. La récupération du cuivre passe de 45 à 63 % et celle du zinc passe de 64 à 68 %. Le prétraitement acide a donc une influence sur l’activation des sulfures désactivés par l’oxydation superficielle ou la précipitation des complexes cyano-métalliques. L’action de l’acide dissout les oxydes et détruit les complexes cyanurés qui désactivent ces minéraux. Cependant la consommation d’acide est importante car la gangue contient de la calcite et de la dolomite. Elle dépend du pH et du temps de conditionnement (figure 22). Cette consommation est d’environ 2200 g/t pour un prétraitement d’une durée de 30 minutes à pH 6. La figure 22 reprend également les analyses des ions métalliques passés en solution lors de ce traitement et qui confirment l’activation par dissolution superficielle des couches d’altération. Ces quantités dissoutes sont faibles par rapport au contenu total de l’alimentation.

Figure 22 - Consommation d’acide lors du prétraitement des rejets à pH acide

6.1.2.3. Comparaison entre la sulfuration et le prétraitement acide

Les deux modes d’activation des sulfures désactivés améliorent les récupérations du cuivre et du zinc en augmentant le poids flotté d’au moins 7 % par rapport à l’alimentation comparé au poids de matière flottée sans activation préalable (essai 3). Dans le cas du zinc, les résultats sont légèrement meilleurs quand on fait la sulfuration (l’essai 5) que quand on fait le prétraitement à pH acide comme on peut le voir à la figure 21 (a) en comparant les rendements cumulés obtenus aux essais 5 et 8. Aux deux essais, le poids flotté est presque le

0 10 20 30 40 50

0 5 10 15 20 25 30 35

Volume H2SO4, 48,9 g/l

Temps, min.

Consommation d’acide = 2217 g/t [Cu 2+] = 6 mg/l [Zn 2+] = 380 mg/l [Pb 2+] = 2,5 mg/l

85 même mais le rendement de récupération du zinc est plus élevé à l’essai 5. Dans le cas du cuivre, c’est le contraire. Les différences ne sont pas tellement grandes qu’on peut considérer que les résultats sont proches à quelques pourcentages près.

D’une manière générale, l’activation par sulfuration ou par prétraitement acide favorise la flottation des minéraux de cuivre et de zinc oxydés et/ou sulfurés altérés mais provoque également un effet de dilution du concentré par l’entraînement des minéraux de la gangue.

Quoique la dose de 100 g/t de sulfhydrate de sodium n’est pas très grande comparée à la consommation d’acide d’environ 2 kg/t observée lors du prétraitement acide, ce dernier mode d’activation semble être le plus facile à appliquer au Katanga. L’acide sulfurique est un produit de fabrication local et qui coûte environ 200 USD/tonne, tandis que le sulfhydrate de sodium est un produit importé. Le produit bon marché de la Chine a une valeur FOB de 300 USB/tonne et une valeur CIF à Lubumbashi de 800 USD/tonne. De plus, la flottation avec prétraitement dure moins de temps que celle qui est réalisée en deux étapes successives avec sulfuration par ajout de NaHS.

Quel que soit le mode d’activation des minéraux désactivés utilisé, la récupération du cuivre n’a pas dépassé 68 % et celle de zinc 75 %. Ce constat a suscité des questions sur la nature ou les caractéristiques chimiques des ETM non flottés. Des sections polies des rejets de la flottation ont été confectionnées en vue d’une étude minéralogique. Les photographies de la figure 23 montrent les minéraux des rejets de Kipushi qui n’ont pas été flottés. Il ressort de ces photographies que la majorité des sulfures a été éliminée et seuls quelques grains, ceux qui semblent être liés aux minéraux de la gangue, persistent. Aucun grain libre formé de minéraux sulfurés n’est resté dans le rejet final.

86

Figure 23 - Photographies prises au microscope polarisant à lumière réfléchie des minéraux du nouveau rejet après dépollution par flottation bulk

Seuls des grains mixtes sont observés et sur la photographie de droite les minéraux sulfurés résiduels sont bloqués dans des associations avec la gangue n’offrant pas une surface de collection suffisante pour être entraîner dans la mousse lors du processus de traitement.

De telles particules avec une minéralisation disséminée (exemple du grain mixte chalcopyrite-minéraux de la gangue) exigeraient un broyage très fin pour libérer les chalcopyrite-minéraux visés.