Tests de dépression de la pyrite

La flottation avec dépression de la pyrite à pH 11 par ajout de la chaux a été testée suivant le schéma de la figure 35. Les essais ont été réalisés avec un échantillon de tailings de la campagne 1 préparé suivant le schéma de la figure 13. Les conditions de flottation à l’ébauchage et l’épuisement sont celles de l’essai 10. Les résultats obtenus sont repris dans le tableau 29. Une flottation sans ajout de collecteur avant l’étape de finissage a été réalisée afin de vérifier que les collecteurs ajoutés à l’ébauchage sont restés actifs. Les résultats de cet essai sont repris au tableau 30.

Ebauchage

109

Tableau 29 - Résultats de la flottation du concentré global des sulfures avec dépression de la pyrite (Essais avec ajout de 25g/t de collecteur à l’étape de finissage)

Essai 11

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d98 = 75µm)

% Rdt

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d98 = 75µm)

% Rdt (Essai sans ajout de collecteur à l’étape de finissage)

Essai 13

Cuivre Zinc Conditions opératoires (Campagne 1 d98 = 75µm)

% Rdt

110 La première étape de flottation (ébauchage en 8 minutes) pour les essais 11 à 13 a donné des résultats reproductibles. Le poids flotté est de 25 % de l’alimentation et les rendements de récupération du cuivre et du zinc sont presque les mêmes. La comparaison de ces concentrés ébauchés avec le concentré cumulé à 8 minutes de la flottation à l’essai 10 avec la même granulométrie d’alimentation (30 % de l’alimentation sur la figure 36) indique qu’on flotte moins en poids sur la campagne 1 pour atteindre un même rendement. Ceci est probablement dû à la teneur en soufre qui est légèrement supérieure à la campagne 2 (voit tableau 11).

Même en cumulant le concentré de l’ébauchage avec celui de l’épuisement, le constat est le même. Les récupérations atteintes en fin de flottation sont proches de celles de l’essai 10 soit 69 ± 2 % pour le cuivre et 78,5 ± 1,5 % pour le zinc mais le poids flotté est petite 30 ± 1 % en poids de l’alimentation au lieu de 34 % à l’essai 10. Le poids flotté étant faible, il est évident que les teneurs cumulées observées soient légèrement supérieures (figure 36 b).

Les courbes de la figure 37 indiquent les rendements (recalculés par rapport à l’alimentation du circuit de la figure 35) et les teneurs en fonction de la masse cumulée du concentré de l’étape de finissage. Les masses cumulées portées sur le graphique sont celles recalculées par rapport aux poids réels du concentré C1 flotté à l’ébauchage, l’exemple de l’essai 11 où le poids de C1 est de 25,14g et non par rapport à 100 g de C1 comme aux tableaux 29 et 30.

La dépression de la pyrite par conditionnement de la pulpe à pH 11 n’a pas donné de résultats satisfaisants. Les résultats de l’essai 11 mené à pH 10 sont identiques à ceux de l’essai 12 mené à pH 11 comme on peut le voir par les allures des courbes de rendement et teneurs cumulés de la figure 37. La dépression de la pyrite devait se manifester par un enrichissement du concentré final, ce qui n’est pas le cas puisqu’on obtient des concentrés ayant presque les mêmes teneurs en cuivre (2,3 %) et en zinc (12 %). Nous arrivons aux mêmes constats lorsqu’on représente les teneurs cumulées en fonction de rendements cumulés (figure 38). En aucun moment de la flottation un enrichissement qui serait lié à la montée du pH est observé.

L’observation de la non dépression de la pyrite à pH 11 pourrait être due au fait que les liaisons dixanthogène-pyrite formées avant l’ébauchage sont restées stables malgré l’élévation du pH. Cette difficulté de la dépression de la pyrite pourrait s’expliquer aussi par la présence de grains mixtes dans le concentré. L’existence des grains mixtes pyrite-sulfures de cuivre ou de zinc peut permettre une certaine flottabilité de la pyrite, même à des pH supérieurs à 10 où en principe elle est déprimée.

111

Figure 36 – Rendements (a) et teneurs cumulées (b) en fonction de la masse cumulée du concentré (ébauchage et épuisement) lors du retraitement avec essai de dépression de la pyrite à la chaux

0 20 40 60 80 100

0 10 20 30 40

Rendement (%)

Masse cumulée (%) 10 Cu (Camp.2)

11 Cu (Camp.1) 12 Cu (Camp.1) 13 Cu (Camp.1) 10 Zn (Camp.2) 11 Zn (Camp.1) 12 Zn (Camp.1) 13 Zn (Camp.1)

0 5 10 15

0 10 20 30 40

Teneur (%)

Masse cumulée (%) 10 Cu (Camp.2)

11 Cu (Camp.1) 12 Cu (Camp.1) 13 Cu (Camp.1) 10 Zn (Camp.2) 11 Zn (Camp.1) 12 Zn (Camp.1) 13 Zn (Camp.1)

(a)

(b)

112

Avec

11Cu(11,0 + NaIBX) : numéro essai/ élément (pH au finissage + ajout collecteur)

Figure 37 - Rendements (a) et teneurs (b) en fonction de la masse cumulée de concentré de finissage lors du retraitement avec essai de dépression de la pyrite à la chaux

0 20 40 60 80 100

0 5 10 15 20 25 30

Rendement (%)

Masse cumulée (%) 11 Cu (10,0 + NaIBX) 12 Cu (11,0 + NaIBX) 13 Cu (11,0) 11 Zn (10,0 + NaIBX) 12 Zn (11,0 + NaIBX) 13 Zn (11,0)

0 5 10 15 20 25

0 5 10 15 20 25 30

Teneur (%)

Masse cumulée (%) 11 Cu (10,0 + NaIBX) 12 Cu (11,0 + NaIBX) 13 Cu (11,0) 11 Zn (10,0 + NaIBX) 12 Zn (11,0 + NaIBX) 13 Zn (11,0)

(a)

(b)

113

Avec

11Cu(11,0 + NaIBX) : numéro essai/ élément (pH au finissage + ajout collecteur)

Figure 38 – Teneurs cumulées dans le concentré de finissage en fonction des rendements observés (essais 11 à 13)

L’hypothèse des liaisons collecteur-minéraux flottés à l’ébauchage qui sont restées stables malgré l’élévation de pH a été vérifiée par une flottation sans ajout de collecteur à l’étape de finissage (voir essai 13). Les résultats obtenus confirment cette hypothèse puisqu’ils sont presque les mêmes que ceux de l’essai 11 et 12 (voir figures 37 et 38). Un nettoyage préalable de la surface des grains du concentré ébauché serait donc nécessaire pour rompre le lien dixanthogène-pyrite et permettre une désactivation de la surface du minéral par la chaux.

Pour vérifier l’hypothèse des grains mixtes, nous avons réalisé des sections polies avec les fractions A (concentré de tête recueilli à 2 minutes), CT et R de l’essai 12. Les observations minéralogiques ont confirmé l’existence de tels grains mixtes dans le concentré A. Les photographies de la figure 39 montrent l’existence des associations suivantes : pyrite-covelline (1), pyrite-bornite (2), pyrite-sphalérite (3), pyrite-sphalérite-chalcopyrite-minéraux de la gangue (4). En comparant les deux photographies de la figure 39, nous remarquons que presque toute la pyrite (grains blancs) a flotté avec la sphalérite et les sulfures de cuivre (chalcopyrite, bornite et covelline). La comparaison des minéraux de CT (figure 39 à droite) à ceux du rejet R (figure 40) n’indique pas une grande différence. Il y a quasi absence de sulfures dans CT et R.

0 5 10 15 20

0 20 40 60 80 100

Teneur (%)

Rendement (%) 11 Cu (10,0 + NaIBX)

12 Cu (11,0 + NaIBX) 13 Cu (11,0) 11 Zn (10,0 + NaIBX) 12 Zn (11,0 + NaIBX) 13 Zn (11,0)

114

Figure 39 – Photographies des minéraux observés au microscope optique du concentré de tête A après dépression de la pyrite (à gauche) et photographies des minéraux de la fraction CT (à droite)

Figure 40 - Photographies des minéraux observés au microscope optique sur une section polie du rejet R

La dépression a échoué probablement pour plusieurs raisons mais les deux principales sont celles qui viennent d’être évoquée : la stabilité des liens dixanthogène-pyrite créés lors de la flottation globale de tous les sulfures et la faible libération des sulfures présents entre eux. Le broyage est un moyen de nettoyer la surface des grains et d’augmenter la libération des minéraux. C’est pourquoi nous avons réalisés d’autres tests de dépression de la pyrite après un broyage à des temps différents du concentré ébauché C1.