BULK DE LA DESULFURATION ENVIRONNEMENTALE
7.3. Tests de lixiviation chimique en Erlenmeyer
7.3.1. Lixiviation acide à pH constant 1. Objectifs et conditions opératoires
La détermination des besoins en acide est importante puisqu’elle intervient dans le calcul du coût du procédé à adopter pour valoriser les tailings de Kipushi après désulfuration environnementale. L’objectif de cet essai est d’évaluer la consommation d’acide par les minéraux de la gangue et de déterminer les rendements de récupération du cuivre et du zinc obtenus sous l’action de l’acide seul. La lixiviation acide a été réalisée à un pH constant et égal à 1,5.
L’essai a été mené dans un bécher de 250 ml en suivant les conditions opératoires suivantes : - placer dans le bécher 1g de concentré et 100 ml d’une solution d’acide à pH 1,5 ; - agiter mécaniquement l’ensemble afin de maintenir les solides en suspension et
permettre une réaction rapide ;
- maintenir le pH en introduisant à l’aide d’une burette goutte à goutte une solution d’H2SO4 4M ;
- mesurer régulièrement le potentiel oxydo-réducteur et le volume acide ajouté ;
- prélever des échantillons de 2 ml chaque 20 à 30 minutes, puis analyser le cuivre et le zinc par absorption atomique ;
- ajouter 2 ml d’eau pour maintenir le volume constant.
7.3.1.2. Résultats et discussions
Le tableau 43 donne les résultats de cet essai. Il ressort des mesures du potentiel oxydo-réducteur que la lixiviation acide se passe à un potentiel inférieur à 400 mV qui varie très peu au cours de réaction.
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Tableau 43 - Lixiviation chimique acide à pH 1,5 Lixiviation chimique acide en Erlenmeyer
1 g de concentré (Campagne 1 : Cu 3,3 ; Zn 19,0 ; Fe 11,0)
100 ml de solution acide à pH 1,5 maintenu avec une solution H2SO4 4M Agitation : 120 tr/min
Température ambiante du laboratoire (25 à 30°C)
Temps
La concentration de la solution (PLS) à un temps de prélèvement considéré est déterminée par analyse chimique et puis corrigée par calcul en ajoutant les quantités de cuivre et zinc retirées lors des prélèvements précédents. Les quantités de cuivre et zinc mises en solution ont été calculées en multipliant les concentrations de PLS par le volume de cette solution.
Une partie du cuivre et du zinc se dissout dans les conditions acides non oxydantes.
La quantité maximale de cuivre solubilisée est évaluée à environ 34 % et celle de zinc est d’environ 13 %. La majeure partie de cette fraction est solubilisée très rapidement dans les 20 premières minutes comme l’indiquent les courbes de la figure 49. L’autre partie se dissout
très lentement en tendant vers un palier de lixiviation au bout de 3 heures de réaction.
Figure 49 - Rendements de lixiviation en fonction du temps au cours de la lixiviation chimique acide 0
131 Dans les conditions de l’essai, seuls les minéraux oxydés de cuivre et de zinc peuvent être lixiviés. La mise en solution du cuivre et du zinc indique la présence dans le concentré de minéraux oxydés contenant ces métaux (malachite, smithsonite,…). Ce concentré ayant été obtenu uniquement avec un collecteur des sulfures (xanthate), cela indique la présence de particules mixtes sulfures et oxydes et/ou carbonates plus nombreuses avec le cuivre que le zinc.
La dissolution des oxydes et carbonates présents est très rapide, ce qui explique que plus de 90 % de cette fraction est lixiviée en moins de 30 minutes. La dissolution des oxydes et carbonates est très rapide puisque thermodynamiquement ils sont facilement solubilisés en condition acide, et la majorité des minéraux formés par altération des sulfures se présente en surface des grains. Leur lixiviation ne semble donc pas être gênée par des produits de la réaction.
La dissolution lente après 20 minutes est probablement celle des sulfures. Ayant travaillé dans un réacteur ouvert à l’air libre, il y a possibilité d’une dissolution partielle des sulfures par oxydation en présence de la petite quantité d’oxygène dissous. Mais, la cinétique est très lente à la température ambiante (Dreisinger, 2006 ; McDonald et Muir, 2007). Le diagramme Eh – pH du système Cu-Fe-S-H2O (figure 50) confirme cette possibilité de dissolution des sulfures secondaires du Cu (Covelline CuS et Chalcosine Cu2S) à un pH de 1,5 et aux faibles potentiels de l’ordre de 370 à 390 mV observés au cours de l’essai.
Figure 50 – Diagramme Eh-pH du système Cu-Fe-S-H2O [Cu] 0,1 M, [S] 0,1 M [Software HSC Chemistry 5.11]
A ces potentiels et pH, la sphalérite reste stable.
cette dernière à des potentiels inférieurs à 400 mV avec formation d’H des pH inférieurs à 0 (figure 51).
Figure 51 : Diagramme Eh
La consommation d’acide notée à chaque prélèvement, ne varie plus après 3 heures de lixiviation. Elle est de 0,75 ml d’H
tonne de concentré. La figure
fonction du temps de lixiviation chimique.
Figure 52 - Acide consommé lors de la 50
Consommation d’acide (kg H2SO4/tonne de concentré)
A ces potentiels et pH, la sphalérite reste stable. Thermodynamiquement, la dissolution de cette dernière à des potentiels inférieurs à 400 mV avec formation d’H2S ne peut se faire qu’à des pH inférieurs à 0 (figure 51).
: Diagramme Eh-pH système Zn-S-H2O [Zn] 0,1 M, [S] 0,1 M [Software HSC Chemistry 5.11]
La consommation d’acide notée à chaque prélèvement, ne varie plus après 3 heures de lixiviation. Elle est de 0,75 ml d’H2SO4 4M par gramme de concentré, soit 294 kg d’acide par tonne de concentré. La figure 52 rend compte de l’évolution de la consommation d’acide en fonction du temps de lixiviation chimique.
Acide consommé lors de la lixiviation acide à pH 1,5 en fonction du temps 0 Thermodynamiquement, la dissolution de S ne peut se faire qu’à
[S] 0,1 M
La consommation d’acide notée à chaque prélèvement, ne varie plus après 3 heures de 4M par gramme de concentré, soit 294 kg d’acide par rend compte de l’évolution de la consommation d’acide en
lixiviation acide à pH 1,5 en fonction du temps
133 Cette consommation d’acide est due essentiellement à la neutralisation des carbonates de la gangue, mais également à la lixiviation de la fraction dissoute des métaux. Pour évaluer la consommation d’acide par les minéraux de la gangue, nous devons soustraire de la quantité utilisée celle qui a servi à la dissolution de 13 % de cuivre et 34 % de zinc. Cette dernière quantité d’acide a été estimée par calcul à partir des rendements d’extraction du cuivre et du zinc et des teneurs de départ à 54,4 kg d’H2SO4/tonne de concentré. La lixiviation acide du concentré traité s’accompagne donc d’une consommation d’acide par la gangue qui est évaluée à (294 – 54,4) d’H2SO4/tonne de concentré soit exactement 239,6.
7.3.1.2. Conclusions
L’essai de lixiviation acide nous a indiqué ce qui suit :
- la lixiviation acide à pH constant du concentré traité s’accompagne d’une consommation d’acide total d’environ 294 kg d’H2SO4/tonne de concentré ;
- la consommation par la gangue est estimée à 240 kg d’H2SO4/tonne de concentré et celle liée à la lixiviation de la fraction oxydée de Cu et Zn est évaluée à 54 ;
- cette lixiviation dissout environ 34 % de cuivre et 13 % de zinc provenant en majorité des minéraux oxydés issus de l’altération des sulfures lors du stockage des tailings ; - les minéraux oxydés étant formés par altération en surface des grains sulfurés, leur
dissolution se fait avec une cinétique élevée qui se traduit par la montée très rapide des rendements d’extraction du cuivre et du zinc dès les premiers moments de la lixiviation ;
- une petite quantité de sulfure se dissout lentement sous l’action conjuguée de l’acide et de l’oxygène dissout.
L’oxydation des sulfures par l’air libre est insuffisante pour espérer dissoudre d’avantage le cuivre et le zinc. Pour cette raison, nous avons réalisé dans la suite d’autres essais de lixiviation en introduisant dans le milieu réactionnel un autre oxydant, le Fe3+.
7.3.2. Lixiviation chimique oxydante