ÉTUDE DE L’IMPACT DE LA GRANULOMETRIE SUR LES PERFORMANCES DU CONCENTRÉ PYRRHOTITE

PROJET INDUSTRIEL DE FIN DES ÉTUDES

Présenté

Pour l’obtention du titre :

Ingénieur d’Etat Arts et Métiers

Par :

Rahma HMOUDOU

Titre :

ÉTUDE DE L’IMPACT DE LA GRANULOMETRIE SUR LES PERFORMANCES DU CONCENTRÉ PYRRHOTITE

Jury :

M. Abdellah LAAZIZI………………………………………………………………

M. Mohammed ASSOUAG……………………………………………………..

M. Mostapha ELJAI…………………………………………………………….....

M. Anas MENBAOUI………………………………………………………………

Président du jury (ENSAM)

Encadrent académique (ENSAM)

Rapporteur (ENSAM)

Encadrent industriel (CMG)

Année universitaire 2014/2015

PIFE N° :

I

Rapport PIFE réalisé par : HMOUDOU Rahma

Dédicace

A l’être le plus cher au monde, pour sa tendresse, son amitié, et son soutien

inconditionnel, sans toi chère mère, je n’aurai pas pu devenir ce que je suis aujourd’hui.

A celui qui a toujours garni mon chemin de force et de lumière. Mon très cher père,

je veux te faire savoir que tu es un père exceptionnel.

A mon adorable petite sœur Oumaima, à qui j’espère tout le bonheur et la réussite.

A mes grands frères Taha et Mehdi, j’espère pour vous une vie pleine de succès.

A ma famille pour l’amour et le respect qu’ils m’ont toujours accordés.

A tous mes amis qui ont su me réconforter, quand les choses tournaient au pire.

A tous ceux qui ont croisé mon chemin, et qui ne m’ont apporté que du bien.

II


Remerciements

Au terme de mon projet de fin d’études, j’exprime ma profonde reconnaissance à

M. Mabrouk BENHAMOU, Directeur de l’ENSAM Meknès ainsi que tout le cadre

administratif et professoral pour leurs efforts considérables, spécialement le département

Matériaux en témoignage de ma reconnaissance.

L’encadrement a été assuré par M. Anas MENBAOUI et M. Ilyass LATRACH. Je

tiens à leur remercier pour leur encadrement ainsi que pour l’intérêt avec lequel ils ont

suivi la progression de mon travail.

Mon sincère remerciement s’adresse à mon tuteur M. Mohammed ASSOUAG

pour ses directives et ses conseils durant ma période de stage ainsi que pour l’intérêt

particulier qu’il a prodigué à mon projet. Je le remercie également pour la confiance

qu’il m’a accordée et sans laquelle ce projet n’aurait pas été tel qu’il le fut.

Je tiens également à présenter mes sincères remerciements à toutes les personnes de

la Compagnie Minière des Guemassa qui m’ont apporté l’aide nécessaire pour mener à

bien mon stage, pour leurs conseils pertinents et pour le temps qu’ils m’ont consacré

malgré leurs diverses occupations, qu’ils soient assurés de toute ma gratitude.

Mes remerciements vont également à tous les membres du jury pour le temps qu’ils

ont pris à examiner ce travail.

Que tous ceux qui m’ont soutenu et ont cru en mes efforts, trouvent ici l’expression

de ma profonde gratitude et mes remerciements.

Enfin, MERCI à tous ceux qui ont collaboré de près ou de loin pour que ce travail

voie le jour.

III


Résumé

Les performances d’un circuit de flottation sont reliées au taux de récupération de toutes

les classes granulométriques de particules contenant le minéral de valeur. On sait également

que pour qu’une particule soit récupérée avec le concentré, elle doit avoir passé toutes les

étapes du processus de récupération sans avoir été contrainte à retourner dans la pulpe. La

détermination d’une stratégie qui va maximiser la récupération de toutes les classes de

dimension des particules associées au minéral de valeur représente donc le cœur de la

problématique. L’objectif de ce projet de fin d’études est donc d’étudier l’impact de la

granulométrie sur la flottation du concentré pyrrhotite.

Afin de développer des outils de traitement plus efficaces, des travaux ont été entrepris

pour évaluer les performances de l’hydrocyclone en regard de la récupération des grosses

particules dans le concentré pyrrhotite et d’éliminer une bonne partie des schlamms.

IV


Abstract

The performances of a circuit of flotation are connected to the rate of recovery of all the

particle-size ranges of particles containing mineral of value. It is also known that so that a

particle is recovered with the concentrate, it must have passed all the stages of the process of

recovery without to be forced to turn over in pulp. The determination of a strategy which will

maximize the recovery of all the classes of dimension of the particles associated with mineral

with value thus represents the heart of the problems. The objective of this project of end of

studies is thus to study the impact of granulometry on the flotation of the concentrate

pyrrhotite.

In order to develop more effective tools for treatment, work was undertaken to evaluate the

performances of the hydrocyclone compared to the recovery of the large particles in the

concentrate pyrrhotite and to eliminate a good part of the sludges.

V


ملخص

حشحبط اجبصاث دسة انطف بعذل اسخشجبع كم اصبف انقبسبث انحببت نهجضئبث انحخت عهى انعذ ري انقت.

قذ يشث ي كم يشاحم عهت االسخشجبع د ا حك عهب ا حك انشكض نك خى اسخعبدة جضئت يع كزنك ا عهى

يجبشة عهى انعدة انى انهب. جش االشكبنت ار ححذذ اسخشاحجت حجعم اسخشجبع كم االصبف راث بعذ جضئبث

ا انذف ي زا انششع انذساس ار دساست حأثش انقبط انحبب عهى يشحبطت ببنعذ انقى ف حذ االقصى.

شحج.يشكض انب

يشكض ف كبشة جضئبث اسخعبدة اصاء انذسسكه اجبصاث نقبو بأشغبل انقبو ثى ,فعبنت اكثش اداث حطش اجم ي

. (انشالو( انخبو انعذ فضالث ي يى جضء اصانت انبشحج

VI


Table des matières

Dédicace ................................................................................................................................................... I

Remerciements ....................................................................................................................................... II

Résumé ................................................................................................................................................... III

Abstract .................................................................................................................................................. IV

V ........................................................................................................................................................ ملخص

Table des matières ................................................................................................................................. VI

Liste des figures ....................................................................................................................................... X

Liste des tableaux ................................................................................................................................... XI

liste des symboles ................................................................................................................................. XII

Glossaire ............................................................................................................................................... XIII

Introduction générale .............................................................................................................................. 1

Chapitre I : contexte général du projet ................................................................................................... 3

Introduction : ........................................................................................................................................... 3

I. Présentation de l’organisme d’accueil : .......................................................................................... 4

I.1 Le groupe SNI : ........................................................................................................................ 4

I.2 MANAGEM : ............................................................................................................................ 4

I.2.1 L’exploitation minière : ....................................................................................................... 5

I.2.2 L’hydrométallurgie : ............................................................................................................ 5

I.2.3 Les services de MANAGEM : ................................................................................................ 5

I.2.4 Filiales de MANAGEM : ........................................................................................................ 5

I.3 La compagnie minière des Guemassa : ................................................................................... 6

I.3.1 Généralités : ........................................................................................................................ 6

I.3.2 Historiques :......................................................................................................................... 7

I.3.3 Situation géographique : ..................................................................................................... 8

I.4 Présentation de l’unité amont acide : ..................................................................................... 9

II. Etude bibliographique : ................................................................................................................... 9

II.1 Concassage : ............................................................................................................................ 9

II.2 Broyage .................................................................................................................................... 9

VII


II.2.1 Physique du broyage : libération des minéraux : .......................................................... 10

II.2.2 Physico-chimie du broyage : dépression des minéraux non valorisables : ................... 11

II.3 Flottation : ............................................................................................................................. 12

II.3.1 Objectif de la flottation : ............................................................................................... 12

II.3.2 Principe de la flottation : ............................................................................................... 12

II.3.3 Adsorption de collecteur : ............................................................................................. 14

II.3.4 Addition d’un agent moussant : .................................................................................... 14

II.3.5 Addition des activants et déprimants : ......................................................................... 15

II.3.6 Effet de la granulométrie sur la flottabilité des particules : .......................................... 15

II.4 Les systèmes de classification : ............................................................................................. 16

II.4.1 Classificateurs gravitationnels : ..................................................................................... 16

II.4.2 Classificateurs centrifuges : ........................................................................................... 18

III. Présentation du procédé de valorisation du minerai polymétallique: ..................................... 28

III.1 Description du procédé d’extraction : ................................................................................... 29

III.2 Description du procédé de traitement : ................................................................................ 29

III.2.1 Unités de concassage : .................................................................................................. 29

III.2.2 Unités de broyage : ....................................................................................................... 30

III.2.3 Unités de flottation : ..................................................................................................... 30

Conclusion : ........................................................................................................................................... 35

Chapitre II : Analyse de l’existant .......................................................................................................... 36

Introduction : ......................................................................................................................................... 36

I. Etat actuel de l’unité : ................................................................................................................... 37

I.1 Capacité de production : ....................................................................................................... 37

I.2 Qualité de la production : ...................................................................................................... 38

II. Caractérisation de l’alimentation de l’unité pyrrhotite : .............................................................. 38

II.1 Caractérisation chimique : .................................................................................................... 39

II.2 Caractérisation minéralogique : ............................................................................................ 40

II.3 Caractérisation granulochimique : ........................................................................................ 41

III. Caractérisation du concentré pyrrhotite : ................................................................................. 42

III.1 Caractérisation chimique : .................................................................................................... 42

III.2 Caractérisation minéralogique : ............................................................................................ 43

III.3 Caractérisation granulochimique : ........................................................................................ 44

Conclusion : ........................................................................................................................................... 44

Chapitre III : Etude méthodologique de la problématique ................................................................... 45

VIII


Introduction : ......................................................................................................................................... 45

I. Diagramme Ishikawa : ................................................................................................................... 46

I.1 But : ....................................................................................................................................... 46

I.2 Méthode : .............................................................................................................................. 46

II. La méthode QQOQCCP : ................................................................................................................ 48

II.1 Définition : ............................................................................................................................. 48

II.2 Caractérisation de la méthode : ............................................................................................ 48

III. Formulation de la problématique : ........................................................................................... 50

Conclusion : ........................................................................................................................................... 51

Chapitre IV : Dimensionnement de l’hydrocyclone .............................................................................. 52

Introduction : ......................................................................................................................................... 52

I. Bilan matière : ............................................................................................................................... 53

I.1 Introduction : ......................................................................................................................... 53

I.2 Méthodes de calcul : ............................................................................................................. 53

I.2.1 Principe du calcul du Bilan de l’hydrocyclone : ................................................................. 53

I.2.2 Calcul des bilans : .............................................................................................................. 54

II. Modélisation de l’hydrocyclone : .................................................................................................. 55

II.1 Etapes de dimensionnement : ............................................................................................... 56

II.2 Application des modèles (Krebs et Plitt): .............................................................................. 57

III. Programmation : ....................................................................................................................... 58

III.1 Code source du bilan matière : ............................................................................................. 58

III.2 Code source des modèles (Krebs et Plitt) :............................................................................ 58

IV. Interfaces d’application : ........................................................................................................... 59

Conclusion : ........................................................................................................................................... 61

Chapitre V : Mise en œuvre de l’hydrocyclone et l’étude de ces performances .................................. 62

Introduction : ......................................................................................................................................... 62

I. Montage expérimental : ................................................................................................................ 63

I.1 Hydrocyclone : ....................................................................................................................... 63

I.2 Cuve ....................................................................................................................................... 64

I.3 Pompe ................................................................................................................................... 64

II. Analyse critique des performances de l’hydrocyclone : ............................................................... 65

II.1 Paramètres du modèle : ........................................................................................................ 65

II.1.1 Courbe de partage : ....................................................................................................... 65

II.1.2 Dimension de coupure : ................................................................................................ 66

IX


II.1.3 Partage de l’eau à la souverse : ..................................................................................... 67

II.1.4 Acuité de séparation : ................................................................................................... 68

II.1.5 La pression d’opération : ............................................................................................... 68

II.1.6 Ecart probable : ............................................................................................................. 68

II.1.7 Imperfection de coupure : ............................................................................................. 69

II.2 Code source du modèle de Plitt: ........................................................................................... 69

III. Etude des performances de la classification : ........................................................................... 70

III.1 Résultats : .............................................................................................................................. 71

IV. Analyses et interprétations : ..................................................................................................... 74

Conclusion : ........................................................................................................................................... 74

Chapitre VI : Etude de la rentabilité du projet ...................................................................................... 76

Introduction : ......................................................................................................................................... 76

I. Budget d’investissement : ............................................................................................................. 77

II. Détermination des cash-flows : ..................................................................................................... 77

III. Détermination de la valeur actuelle nette (VAN) : .................................................................... 78

IV. Détermination du délai de récupération :................................................................................. 79

V. Détermination de l’indice de profitabilité : ................................................................................... 79

VI. Détermination du taux interne de rentabilité : ......................................................................... 79

Conclusion ............................................................................................................................................. 80

Conclusion générale ............................................................................................................................. 81

Bibliographie & Webographie ............................................................................................................... 83

ANNEXES .................................................................................................................................................. 1

ANNEXE A : Schéma synoptique de l’usine de traitement de la CMG ................................................... 2

ANNEXE B : Facteur multiplicatif en fonction des particules passantes ................................................. 3

ANNEXE C : La densité solide ................................................................................................................... 3

ANNEXE D : Variation du débit de pulpe alimentée et perte de charge en fonction du diamètre d'un

hydrocyclone ........................................................................................................................................... 4

ANNEXE E : courbes de partages des essais ........................................................................................... 5

ANNEXE F : Démonstration de la concentration solide & du pourcentage solide en volume ................ 6

X


Liste des figures

Figure 1: Situation géographique du gisement polymétallique de Hajar ............................................... 8

Figure 2: schéma simplifié de la libération des minéraux par fragmentation lors du broyage ............ 10

Figure 3 : distribution schématique de la taille des particules issues d'un broyage minier avec coupure

granulométrique par hydrocyclonage ................................................................................................... 11

Figure 4 : schéma des principales interactions pendant la flottation minérale .................................... 14

Figure 5 : interaction eau-bulle de gaz et agent moussant ................................................................... 15

Figure 6 : Zones dans un classificateur mécanique ............................................................................... 16

Figure 7 : Classificateur mécanique à vis submergée (type S) .............................................................. 17

Figure 8 : Classificateur mécanique à râteaux....................................................................................... 18

Figure 9: Conception d'un hydrocyclone ............................................................................................... 20

Figure 10: Écoulement à l'intérieur d'un hydrocyclone ........................................................................ 21

Figure 11: Mécanisme d'atteinte d'équilibre des particules de dimension de coupure d'un

hydrocyclone ......................................................................................................................................... 22

Figure 12: Zone de classification à l'intérieur d'un hydrocyclone ......................................................... 23

Figure 13: Variables de conception d'un hydrocyclone ........................................................................ 25

Figure 14: Sélection d'hydrocyclone en fonction du débit d'alimentation de pulpe et de maille ........ 26

Figure 15: Influence du diamètre de l'apex sur l'aspect de la souverse du cyclone ............................. 27

Figure 16: Sélection du diamètre d'apex en fonction du débit de pulpe d'alimentation ..................... 27

Figure 17: Schéma synoptique du circuit plomb ................................................................................... 32

Figure 18: Schéma synoptique du circuit cuivre ................................................................................... 33

Figure 19: Schéma synoptique du circuit zinc ....................................................................................... 34

Figure 20: Schéma synoptique du circuit pyrrhotite ............................................................................. 35

Figure 21: Evolution de la production du concentré pyrrhotite pour les mois Janvier- Février – Mars –

Avril 2015............................................................................................................................................... 37

Figure 22: Evolution de la qualité du concentré pyrrhotite pour le mois janvier- février – mars – avril

2015 ....................................................................................................................................................... 38

Figure 23: Photomicrographies MEB de l'alimentation pyrrhotite ....................................................... 41

Figure 24: Distribution des teneurs en Fe, S et SiO2 dans les différentes tranches de l’alimentation 41

Figure 25: Photomicrographies MEB du concentré pyrrhotite ............................................................. 43

Figure 26: Distribution des teneurs en Fe, S et SiO2 dans les différentes tranches du concentré ...... 44

Figure 27: Analyse des causes par le diagramme Ishikawa .................................................................. 47

Figure 28: Diagramme bilan de matière ................................................................................................ 54

Figure 29: Menu d'application .............................................................................................................. 60

Figure 30: Interface insertion des données ........................................................................................... 60

Figure 31: Interface calcul du bilan matière .......................................................................................... 61

Figure 32: Interface dimensionnement de l'hydrocyclone ................................................................... 61

Figure 33: Schéma du montage expérimental ...................................................................................... 63

Figure 34: Design de l'hydrocyclone du montage expérimental (Krebs Engineer) ............................... 64

Figure 35: Courbe de partage et paramètres caractéristiques ............................................................. 66

Figure 36: courbes de partages du premier essai ................................................................................. 71

Figure 37: distribution des fines et des grossiers dans l’alimentation, la surverse et la souverse ....... 72

XI


Liste des tableaux

Tableau 1: résultats de l’analyse chimique de l’alimentation pyrrhotite ............................................. 39

Tableau 2: résultats de l’analyse chimique du concentré pyrrhotite.................................................... 42

Tableau 3: Analyse par la méthode QQOQCP ....................................................................................... 49

Tableau 4: spécification du concentré pyrrhotite marchand ................................................................ 50

Tableau 5: Bilan matière de l'hydrocyclone .......................................................................................... 55

Tableau 6: Le dimensionnement de l'hydrocyclone ............................................................................. 57

Tableau 7: caractéristiques des flux lors des essais .............................................................................. 70

Tableau 8: les performances du cyclone ............................................................................................... 72

Tableau 9: fractions des fines et des grossiers dans l'alimentation, la surverse et la souverse ........... 72

Tableau 10: dimension en maille correspond à 80 % du passant .............................................. 73

Tableau 11: analyse chimique du concentré pyrrhotite ....................................................................... 73

Tableau 12: Résultats de l'étude économique ...................................................................................... 78

Tableau 13: Résultats de l'étude économique avec un taux d’actualisation de 0.83 ........................... 80

Tableau 14: Résultats de l'étude économique avec un taux d’actualisation de 0.82 ........................... 80

XII


liste des symboles

Variables de conception de l'hydrocyclone :

Dc = Diamètre de la section cylindrique (cm)

Di = Diamètre de la buse d'alimentation (cm)

D0 = Diamètre de la buse de surverse du diaphragme ou vortex (cm)

Du = Diamètre de la buse de souverse ou apex (cm)

H = hauteur de travail ou hauteur du cylindre (cm)

= angle du cône (degré, °)

Variables d'opération de l'hydrocyclone :

P = Pression d'opération (psi)

: Débit massique de la pulpe au point i (t/h)

: Débit massique solide au point i en (t/h)

: Débit massique liquide au point i (t/h)

: Densité pulpe au point i

: Concentration solide au point i

: Densité solide

: Densité liquide

Paramètres caractéristiques de performance :

S = Fraction volumique de pulpe entre la souverse et la surverse

Rv= Fraction volumique de pulpe entre la souverse et l'alimentation

Rs= Fraction de solide entre la souverse et l'alimentation

Rf= Fraction massique d'eau d'alimentation se retrouvant dans la souverse (Soutirage)

d50c = dimension de coupure corrigée (pm)

I = Imperfection corrigée de la classification

m = acuité de la classification (pente de la courbe de partage)

XIII


Glossaire

Concentré : Produit obtenu à la sortie d’un procédé minéralurgique comportant

la portion enrichie.

D80 : la dimension des mailles (en ) correspond à 80 % de passant.

Granulométrie : Mesure des dimensions des grains d’un mélange dont les résultats

sont présentés sous forme de répartition statistique.

Pulpe : Mélange solides/liquide dont la principale caractéristique et le

pourcentage de solides qu’il contient.

SKIP : Engin qui permet de remonter le minerai à la surface.

Tout-venant : Matériaux extrait d’une mine ou d’une carrière avant tout

traitement.

Minéralurgie : Peut être considérée comme l’ensemble des procédés et des

techniques de préparation, de séparation et d’épuration des espèces

minérales ou des éléments chimiques de valeurs à partir d’une

matière brute en vue d’obtenir un concentré utilisable

industriellement.

1


Introduction générale

Dans le cadre de sa politique d’amélioration continue et compte tenu de ses engagements,

le groupe MANAGEM entreprend une démarche qui vise à améliorer, de manière soutenue, le

niveau de production et les qualités des produits finis dans l’ensemble de ses unités de

production.

L’intérêt de mon projet de fin d’études consiste à étudier l’impact de la granulométrie sur

la flottation du concentré pyrrhotite afin d’éliminer une très bonne partie des fractions fines et

des schlamms.

Pour atteindre cet objectif, nous avons scindé le rapport en 6 chapitres :

Chapitre I :

Ce chapitre a été divisé en trois parties. La première partie a été consacrée à la

présentation de MANAGEM, CMG et l’amont acide en tant qu’organisme d’accueil. La

deuxième partie où l’on fait le tour d’horizon de la bibliographie sur la flottation ainsi que le

fonctionnement d’un hydrocyclone. Enfin, une troisième partie qui explicite le processus de la

valorisation du minerai polymétallique.

Chapitre II :

Afin de justifier le besoin de conduire l’étude et ainsi développer une formulation claire

des finalités souhaitées, le deuxième chapitre comporte un diagnostic de l’existant.

Chapitre III :

Dans ce chapitre et dans l’ultime but de présenter une meilleure analyse du projet, nous

avons utilisé quelques outils d’analyse au système étudié. L’objectif était d’élucider par cette

analyse les différents aspects de la problématique pour en faire émerger les finalités qui

justifient le besoin de conduire une telle étude.

2


Chapitre IV :

Afin de pallier aux problèmes cités dans les chapitres précédents, nous avons choisi

l’hydrocyclone comme solution pour garantir la récupération des grosses particules dans le

concentré pyrrhotite et d’éliminer une bonne partie des schlamms.

Lors de ce chapitre, nous avons dimensionné l’hydrocyclone et avons construit une feuille

de calcul sous Excel qui pourra fournir les dimensions nécessaires à la fabrication d’un tel

système.

Chapitre V :

Ce chapitre a été consacré à la description de la procédure utilisée pour effectuer les

travaux expérimentaux afin de générer les données nécessaires dans le cadre du projet. Le

chapitre a été divisé en quatre parties. Dans la première partie, nous avons décrit les

caractéristiques techniques du montage expérimental. Dans la deuxième partie, nous avons

présenté une revue de la littérature sur les performances de la classification, le déroulement

des travaux effectués ainsi que les résultats obtenus qui ont été décrits dans la troisième

partie. Lors de la dernière partie, nous avons analysé et interprété les résultats obtenus.

Chapitre VI :

Ce chapitre clôt le rapport et évalue la rentabilité du projet avant de se lancer dans son

investissement. Pour ce faire, afin de faire un choix judicieux et prendre des décisions

pertinentes adaptées aux objectifs stratégiques de l’entreprise, nous avons calculé le budget

nécessaire à la réalisation du projet et son impact sur le chiffre d’affaires de la société.

3


Chapitre I : contexte général du projet

Introduction :

Le présent chapitre se décline en trois parties. La première partie

se veut une présentation de MANAGEM, CMG et l’amont acide

en tant qu’organisme d’accueil. La deuxième partie présente une

revue de la littérature sur la flottation ainsi que le fonctionnement

d’un hydrocyclone. Enfin, une troisième partie qui explicite le

processus de la valorisation du minerai polymétallique.


4


I. Présentation de l’organisme d’accueil :

I.1 Le groupe SNI :

Le Groupe ONA, abréviation d’Omnium Nord Africain était, avant sa dissolution en

2010, le premier groupe industriel et financier privé marocain. Crée en 1919 par des banques

sous forme d’une compagnie auxiliaire des transports. Il connaitra par la suite sa réelle

création en 1934 par l’entrepreneur français Jean Epinta. Dès sa marocanisation en 1980 et

grâce à une véritable stratégie industrielle, le groupe ONA commence à investir dans les

secteurs porteurs de l’économie du royaume.

Avec plus de 25000 collaborateurs et un chiffre d’affaires annuel près de 26 milliards de

dirhams, ONA est un leader groupe industriel et financier marocain.

Opérant au Maroc, en France et en Afrique subsaharienne, le groupe ONA est constitué

d’un holding et de sociétés organisées en quatre métiers stratégiques : Mines & Matériaux de

Construction, Agro-alimentaire & Boissons, Distribution et Activités financières.

Sa position de leader, ses valeurs et ses principes de management en font l’un des

principaux moteurs de modernisation de l’économie marocaine et de développement du

progrès social.

En juillet 1999, ONA prend le contrôle de la Société National et de l’Investissement (SNI)

cette acquisition lui permet de multiples opportunités de synergie et constitue un levier

efficace pour le développement de nouveaux projets industriels.

En Mars 2010 la décision a été prise de fusionner la SNI et le groupe ONA, suite à cette

fusion d’absorption achevée juridiquement le 31 décembre 2010, le groupe MANAGEM est

devenu filiale de la SNI. Conscient du potentiel du secteur minier, il a regroupé l'ensemble de

ces participations de façon à optimiser l'ensemble des compétences au sein du groupe.

I.2 MANAGEM :

MANAGEM est la filiale du groupe SNI chargé de l’industrie minière. Présent au niveau

national et international, MANAGEM développe son activité autour de deux principaux

métiers : la mine et l'hydrométallurgie.


5


I.2.1 L’exploitation minière :

Dans le domaine de la mine, MANAGEM exploite plusieurs gisements. Il produit des

concentrés aussi variés que le cobalt, zinc, plomb, cuivre, fluorine et des métaux précieux à

savoir l’or et l’argent.

Le développement minier de MANAGEM se poursuit à travers plusieurs projets au Maroc

et à l’international notamment en Afrique.

I.2.2 L’hydrométallurgie :

Dans le domaine de l’hydrométallurgie, MANAGEM s’est spécialisé dans le traitement de

matières complexes et dans la production de cathodes de cobalt et de spécialités chimiques à

forte valeur ajoutée comme l’oxyde de zinc, le sulfate de nickel et le trioxyde d’arsenic.

Le groupe s’appuie sur ses équipes du centre de recherche et de l’ingénierie pour

poursuivre son développement dans ce métier.

I.2.3 Les services de MANAGEM :

MANAGEM a étendue son savoir-faire en s’appuyant sur deux entités REMINEX et

TECHSUB :

Reminex: spécialisée dans l’ingénierie, la recherche et l’exploitation,

Techsub : spécialisée dans les sondages et les travaux souterrains.

Ces deux filiales, disposant de moyens techniques évolués et de ressources humaines

qualifiées, constituant un puissant outil de développement pour MANAGEM. Elles assurent

également des prestations à l’extérieur de MANAGEM, dans des projets industriels de taille.

I.2.4 Filiales de MANAGEM :

CMG : (Compagnie Minière des Guemassa) détenue à 77% par MANAGEM.

Créée en 1988, CMG exploite le gisement polymétallique de Hajjar situé à 30 Km de

Marrakech. Depuis 1992, la société exploite des concentrés de zinc, de plomb et de cuivre. En

2004, CMG a mis en exploitation le gisement polymétallique de Draâ Lasfar, à 15 km de

Marrakech, pour renforcer et soutenir la production du site de Hajjar.


6


CTT : (Compagnie de TifnoutTighanimine) détenue à 100% par MANAGEM.

Implantée à 120 kilomètres au sud de la ville d’Ouarzazate, la CTT Bou-Azzer est l’une des

plus anciennes mines de MANAGEM. Son expérience, acquise depuis sa création en 1928,

est principalement dirigée vers la recherche, l’exploitation et le traitement du cobalt primaire.

Elle fournit les usines hydro de cobalt pour l’essentiel de leur approvisionnement en cobalt

concentré ou en haldes de cobalt.

SAMINE : (Société Anonyme d’Entreprises Minières) détenue à 100% par

MANAGEM.

Créée en 1974, Samine exploite le gisement d’El Hammam, situé à 80 Km de Meknès. Elle

compte parmi les premières entreprises minières productrices de fluorine dans le monde.

SMI : (Société Métallurgique d’Imiter, gisement d’argent), détenue à 74% par

MANAGEM.

Créée en 1969, la SMI est chargée de l’exploitation du gisement métallique d’argent d’Imiter,

situé à 150 kilomètres à l’est d’Ouarzazate. Elle produit des lingots d’argent métal d’une

pureté de 99,5%.

AGM : (Akka Gold Mining : Gisement d’or) détenue à 70% par MANAGEM.

Située à 280 kilomètres au sud-est d’Agadir, la société Akka Gold Mining extrait de l’or

métal du gisement aurifère d’Iourirn depuis 2001.

I.3 La compagnie minière des Guemassa :

I.3.1 Généralités :

La Compagnie Minière des Guemassa est une société anonyme au capital de 390.000.000

de DH. Elle a ouvert ses portes en février 1988. Elle est détenue à 77% par MANAGEM.

La Compagnie (CMG) fait partie du groupe ONA. Sur le plan international, la mine de

Guemassa occupe le sixième rang après Canada dans la production du concentré du Zinc avec

un tonnage annuel de 200.000 tonnes/an et elle figure parmi les dix premières mines

métalliques du monde. Elle exploite le gisement de HAJJAR, situé à 35 Km au sud-ouest de

Marrakech, depuis décembre 1992.


7


La CMG assure ainsi l’extraction, le traitement et la commercialisation du minerai.

Le gisement du site de Hajjar a été découvert en 1984 par le Bureau de recherche et de

participation minière (BRPM) lors d’une campagne de recherche des amas sulfurés. Il s’agit

d’un gisement polymétallique (Plomb, Cuivre, Zinc, Argent) très important, considéré par sa

taille comme l’un des premiers au Maroc. Le gisement est relevé de teneurs intéressantes de

plomb sous forme de galène Pbs, de cuivre sous forme de chalcopyrite CuFeS2 et de zinc

sous forme de blende ZnS. On y trouve aussi d’autres éléments non exploitables (FeS2,

FeAsS, Ag,…). Les réserves sont estimées à 20 millions de tonnes. La CMG assure ainsi

l’extraction, le traitement et la commercialisation du minerai.

I.3.2 Historiques :

1984 – 1988 : Reconnaissance du gisement de GUEMASSA par le Bureau de Recherche et de

Participations Minières (BRPM).

1988 : Création de CMG détenue à 30% par le BRPM et 70% par ONA et transfert des 6

permis miniers du BRPM en faveur de CMG suite à la convention de Hajjar.

1989 : ONA, à travers sa filiale CMG mène des travaux de mise en valeur de la mine qui

aboutissent à une étude de faisabilité.

1992 : Construction des installations de la mine et début de l’exploitation du gisement

polymétallique de zinc, plomb, cuivre et argent de Hajjar.

1995: Transfert des participations de l’ONA dans CMG à MANAGEM.

1997 : Extension de l’usine de traitement de Guemassa portant sa capacité de 3 500 à 4 500

tonnes/jour.

1997 : Acquisition par CMG des permis Drâa Lasfar initialement détenus par le BRPM,

Reminex et Somifer. Les travaux d’exploration sur ce gisement avaient démarré en 1988 dans

le cadre de la convention entre ONA-Mines et le BRPM.

2000 : Acquisition de 60,34% de la société Akka Gold Mining qui fut créée en 1996 suite à

une convention entre le BRPM et MANAGEM sur le gisement aurifère d’Iourirn.

Lancement de l’étude de faisabilité de la mise en valeur des ressources polymétalliques de

Drâa Lasfar.

Signature d’une convention de gestion entre CMG et MANAGEM.

2001 : Lancement du projet Calamine qui consiste en la production d’oxyde de zinc.


8


Finalisation de l’étude de faisabilité du projet polymétallique de Drâa Lasfar.

2002 : Accord du conseil d’administration en mars 2002 pour le lancement du projet Drâa

Lasfar. Début de la production de l’oxyde de zinc de haute pureté en septembre 2002.

Mai 2004 : Extension de l’usine pour une capacité de plus de 4000 t /j après le démarrage du

nouveau gisement de Draa Sfar situé à 50 km vers le nord du site des Guemassa et de

Tighardine situé vers le sud à 70 km du site minier.

Octobre 2010 : Démarrage du projet du grand aval de draa sfar (puits de 1100 m de

profondeur).

2011 : Développement du projet AMENSSIF.

2012 : Démarrage du projet cupifère de Draa Sfar Nord.

I.3.3 Situation géographique :

Figure 1: Situation géographique du gisement polymétallique de Hajar

Le gisement de Hajar est situé à 35 Km au sud-ouest de Marrakech. On y accède par la

route secondaire n° 507 reliant Marrakech à Amezmiz.

La morphologie de la région est relativement modérée, se manifestant en quelques collines

dont l'altitude varie de 400 à 800 m.

Le secteur des Guemassa, comme la plupart des régions de la plaine du Haouz, est

caractérisé par un climat aride, chaud en été, froid et sec en hiver.


9


I.4 Présentation de l’unité amont acide :

Créée en 2012, cette unité permet de produire à partir des rejets de la mine un concentré

de pyrrhotite, matière première de l’usine d’acide sulfurique. Cette dernière présente

l’avantage de répondre à un double objectif qui est à la fois économique puisqu’elle génère

d’autres produits marchands, notamment l’oxyde de fer et l’énergie électrique, et

environnementale dans la mesure où elle permet de traiter les rejets de la mine.

La concentration de la pyrrhotite se faisait initialement par séparation magnétique en

récupérant la matière première directement de la digue CMG. Cette variante a connu

beaucoup de limitations en termes de cadence de production (180 tonnes humides par jour) et

de coût de revient. En conséquence, il y a eu recours à la flottation qui a permis d’atteindre

une cadence de 500 tonnes humides par jour.

II. Etude bibliographique :

II.1 Concassage :

La fragmentation des solides dans le cadre de l’enrichissement des minerais regroupe un

ensemble de techniques ayant pour but de réduire, par action mécanique externe, un solide, de

volume donné en éléments de volume plus petit. Elle a pour but de libérer, dans le matériau

hétérogène qui constitue généralement une roche, les éléments valorisables, les minéraux de

la gangue, ou de réduire une matière minérale donnée à des dimensions dictées par

l’utilisation. Outre ces objectifs primordiaux, la fragmentation peut avoir pour but de réduire

la matière à des dimensions facilitant sa manutention et son conditionnement

II.2 Broyage

Le broyage est une étape du traitement minéralurgique, car c’est la première étape de la

chaine de procédé de séparation. Le broyage intervient à deux niveaux : un niveau physique

de fragmentation du minerai et un niveau physico-chimique de conditionnement des surfaces

minérales. Le broyage se fait généralement en deux étapes : une étape de fragmentation (avec

broyeur à barres ou à boulet) et une étape de classification (avec un hydrocyclone ou un tamis

vibrant).


10


Dans un premier temps, nous aborderons l’aspect fragmentation du broyage. La

distribution granulométrique de sortie de l’étape de broyage joue un rôle très important pour

la récupération des minéraux par flottation. Dans un second temps, les implications

superficielles du conditionnement physico-chimique du broyage pour les sulfures de fer.

II.2.1 Physique du broyage : libération des minéraux :

Le broyage permet la libération des minéraux de valeur (chalcopyrite, galène, blende,

sphalérite, or, argent, etc.) piégés dans une gangue (ensemble des minéraux non

économiques). En effet, le minerai arrive sous forme grossièrement concassée, en fragments

rocheux (entre 1 et 30 cm). Les minéraux économiquement intéressants se trouvent finement

disséminés et associés aux autres minéraux (taille des minéraux variant entre 1 et 100 m).

On définit alors la maille de libération comme la taille optimale de fractionnement du minerai,

afin d’obtenir le maximum de particules monominérales. La figure 1 illustre la notion de

maille de libération en simulant le fractionnement de trois particules selon une grille. La

fragmentation génère souvent des grains mixtes présentant plusieurs phases minérales

associées les unes aux autres.

Figure 2: schéma simplifié de la libération des minéraux par fragmentation lors du broyage

Le processus de broyage est généralement structuré en broyage et classification minérale

par tamis ou hydrocyclone. La fraction est réincorporée à l’alimentation du broyeur pour

rebroyage. La taille de coupure granulométrique de la classification constitue la maille de

libération du minerai. Le temps de résidence des particules est un paramètre à optimiser dans

l’étape de fragmentation. Le type de corps broyants joue aussi un rôle non négligeable sur la


11


distribution granulométrique de sortie de broyeur. Plusieurs formes de corps broyants sont

utilisées actuellement ; la petite taille de corps broyants détermine la finesse de la

granulométrie de sortie, des corps broyants de différentes tailles (notamment dans le cas des

boulets) sont aussi utilisés pour améliorer la fragmentation :

Les barres : rapport de réduction de 1/30 à 1/100 ;

Les boulets : rapport de réduction de 1/500 ;

Les tuques : rapport de réduction d’environ 1/500.

La nature des corps broyants intervient peu dans la fragmentation du minerai, mais elle est

très importante dans la physico-chimie du broyage, sujet qui sera discuté dans la partie

suivante.

L’étape de broyage aboutit à un solide finement divisé, dont la granulométrie fait

apparaitre généralement deux populations de particules (figure 3). La génération de particules

ultrafines par surbroyage (particules < 10 m). Ces particules sont généralement très

difficilement récupérables par flottation, elles constituent donc souvent une perte nette de

valeur.

Figure 3 : distribution schématique de la taille des particules issues d'un broyage minier avec coupure granulométrique par hydrocyclonage

II.2.2 Physico-chimie du broyage : dépression des minéraux non valorisables :

L’étape de broyage est bien souvent couplée avec la dépression des minéraux non

valorisables et susceptibles de polluer les concentrés des minéraux valorisables. C’est le cas

des sulfures de fer. La dépression consiste à rendre les minéraux non flottables. Du point de

vue des surfaces minérales, il s’agit de limiter l’absorption de collecteur sur le minéral,

d’augmenter son hydrophilie ou de diminuer son adhésion aux bulles d’air, afin qu’il ne fasse

pas partie du concentré de l’étape de flottation. La dépression sélective des minéraux est l’une


12


des clés de la récupération sélective par flottation. Les minéraux économiquement

intéressants, qui seront récupérés pendant l’étape de flottation, sont les sulfures de plomb, de

cuivre et de zinc.

La plupart des minéraux sont naturellement hydrophiles et ne flottent pas facilement. Les

minéraux susceptibles de contaminer les concentrés sulfures de plomb, de cuivre et de zinc

pendant leur flottation sont essentiellement les sulfures de fer, pyrite et pyrrhotite. La

dépression des sulfures de fer se pratique pendant le broyage des minéraux en milieu aqueux,

car leur réactivité de surface est plus importante à cette étape du traitement minéralurgique.

Tous les minéraux ne possèdent pas la même réactivité. Les sulfures sont les minéraux les

plus réactifs.

Les mécanismes mis en jeu lors de la dépression des sulfures de fer, dépendent de

nombreux paramètres : nature des corps broyants ; PH de la solution et composition de la

solution.

II.3 Flottation :

II.3.1 Objectif de la flottation :

La flottation est un procédé de séparation qui suit l'exploitation d'un minerai et sa

fragmentation. La flottation précède les opérations d'épaississage et de séchage des concentrés

et permet de séparer les minéraux de valeur de la gangue comme peut le faire un procédé de

séparation gravimétrique. L'objectif de la flottation est de concentrer un minéral de valeur,

souvent en faible concentration dans le minerai traité, tout en maintenant un rendement

optimum. La problématique industrielle, qui représente le défi de l'ingénieur métallurgiste, est

de déterminer les conditions opératoires qui vont permettre d'obtenir des résultats en

récupération et en teneur qui maximisent le rendement économique de l'usine.

II.3.2 Principe de la flottation :

La flottation est une technique de minéralurgie qui différentie les minéraux hydrophiles des

minéraux hydrophobes. Dans un réacteur, la pulpe minérale est mise en contact avec des

bulles de gaz, généralement de l’air. Les minéraux hydrophobes adhèrent aux bulles de gaz et

remontent à la surface du réacteur. Deux types de flottation sont envisageables :


13


La flottation en banc, dans laquelle les minéraux non flottés passent d’un réacteur à

l’autre pour épuiser la pulpe en minéraux hydrophobes. Elle est la plus ancienne et la plus

utilisée par l’industrie minière.

La flottation en colonne, dans laquelle la pulpe est injectée par le haut de la colonne et

les bulles d’air par le bas.

Dans un banc de flottation, la collision entre minéral et bulles d’air se fait juste avant

l’injection dans le réacteur de séparation, où les bulles remontent à la surface. L’attachement

du minéral à la bulle dépend de l’hydrophobie des surfaces du minéral, mais aussi, des

conditions hydrodynamiques, lors de l’injection et lors de la remontée en surface.

Généralement, de petites bulles sont préférables car elles provoquent peu de turulence.

L’utilisation d’un moussant permet de stabiliser les bulles et de diminuer leur coalescence. Il

arrive parfois que des minéraux de la gangue se retrouvent dans le concentré de flottation,

sous l’effet de l’entrainement causé par la remontée massive des bulles d’air ou par la réelle

flottation de minéraux activés accidentellement ou mal déprimés, et qui ont adsorbé du

collecteur.

Physico-chimie du conditionnement. Il s’agit de rendre les surfaces des minéraux

valorisables le plus hydrophobe possible. L’ajout de réactifs est généralement souhaitable.

Des réactifs inorganiques sont généralement utilisés pour activer les surfaces minérales vis-

à-vis de l’adsorption de collecteur. Puis, un composé organique est adsorbé en surface du

sulfure. Ce dernier constitue la molécule directement responsable de l’hydrophobie ;

Physique de la collision. Les particules sont mises en contact avec les bulles d’air, et

leur rencontre donne lieu à une liaison forte dans le cas des particules minérales

suffisamment hydrophobes ;

Chimie de l’adhésion. Le lien bulle-particule est mis à contribution dans la remontée

de la bulle. Plus l’hydrophobie du minéral sera forte, plus le lien sera solide et plus la

particule sera susceptible d’être récupérée dans le concentré de la flottation.


14


Figure 4 : schéma des principales interactions pendant la flottation minérale

II.3.3 Adsorption de collecteur :

Pour faciliter la récupération sélective des sulfures de valeur, la grande majorité des

flottations se font après adsorption d’un collecteur. Il s’agit d’une molécule organique qui

présente une polarité : une tête plutôt hydrophile qui va se fixer sur le minéral, et une chaine

aliphatique plus ou moins longue, qui va contribuer aux propriétés hydrophobes de la surface

du minéral. La nature de ces surfactants est variée ; les plus courants pour les sulfures sont les

xanthates, mais il est possible d’utiliser des dithiophosphates, des dithiocarbamates, des

thionocarbamates, des mercaptobenzotizole ou bien encore des amines acétates. Les xanthates

ayant été reconnus comme les collecteurs les mieux adaptés à la flottation des sulfures.

II.3.4 Addition d’un agent moussant :

Quand les surfaces minérales ont été rendues hydrophobes par ajout de collecteur, l’étape

suivante de la flottation est la collision avec les bulles de gaz. Ces dernières ont une tendance


15


naturelle de s’agglomérer (phénomène de coalescence). La coalescence des bulles de gaz est

diminuée par l’ajout d’un agent moussant. Idéalement, l’agent moussant n’agit que sur la

phase liquide et il n’entre pas en interaction avec la surface des minéraux. En pratique, les

interactions sont possibles entre agent moussant et minéraux de même qu’entre agent

moussant et réactifs de flottation.

Les agents moussants sont généralement des composés organiques, avec un groupe polaire

hydrophile et une chaine aliphatique hydrophobe. Ils s’adsorbent à l’interface eau-gaz des

bulles. En solution, les molécules d’eau hydratent le groupe polaire, alors que la chaine

aliphatique a tendance à se positionner dans la phase gazeuse ( figure 5). La bulle de gaz est

stabilisée par réduction de la tension de surface eau-gaz par présence de l’agenet moussant.

Les mousses généralement utilisées dans la flottation des sulfures sont des composés mixtes

d’alcools ou de polyglycols.

Figure 5 : interaction eau-bulle de gaz et agent moussant

II.3.5 Addition des activants et déprimants :

Les activant et déprimants sont utilisés pour modifier la réactivité de la surface des

particules vis-à-vis du collecteur. Lorsque les collecteurs ne réagissent pas avec la surface des

minéraux cibles, la séparation est impossible. Un activant permet de modifier la nature

chimique de la surface de ce minéral favorisant l'adsorption du collecteur. Contrairement à

l'activant, le déprimant empêche le collecteur de réagir avec la surface d'une particule de

gangue qui conserve ainsi son caractère hydrophile.

II.3.6 Effet de la granulométrie sur la flottabilité des particules :

La granulométrie est un paramètre qui influence beaucoup les taux de récupération par

flottation. Les particules fines posent des problèmes de récupération : perte de particules


16


fines valorisables ou entrainement de particules fines de la gangue et contamination du

concentré. De même, les grosses particules ne sont pas flottées par les bulles d’air, en raison

de leur masse élevée.

II.4 Les systèmes de classification :

II.4.1 Classificateurs gravitationnels :

II.4.1.1 Classificateurs à simple sédimentation :

Classificateurs mécaniques :

Ils sont constitués (figure 6) d’une cuve, ou d’un bac de sédimentation à parois parallèles et

fond incliné ouvert, muni d’un dispositif mécanique qui agite continuellement la suspension

(pulpe) tout en récupérant la fraction des solides ayant sédimenté (sousverse). Ils sont le plus

souvent employés en circuit fermé avec un broyeur, ou, dans le cas de granulats, comme

éliminateur des fractions fines argileuses et des fractions trop grenues (grossières) pour entrer

dans le fuseau granulométrique recherché.

Les auges de ces appareils peuvent être divisées en zones selon leur position dans l’espace

(figure 6) : dans la zone de sédimentation, si le débit-volume d’alimentation est Q et si la

surface du plan de la zone est Ap , la vitesse ascensionnelle moyenne de la pulpe est :

V = Q / Ap

Les particules qui ont une vitesse de chute supérieure à v peuvent donc sédimenter et sont

raclées par le dispositif mécanique, vis ou râteau.

Figure 6 : Zones dans un classificateur mécanique


17


Classificateurs à vis :

Un classificateur à vis est constitué d’un bac allongé dans lequel tourne(nt) librement (sans

contact avec les parois du bac) une ou deux vis d’Archimède (figure 7). Il se produit alors

dans la cuve une classification des particules solides en fonction de leur granulométrie et/ou

de leur masse volumique. Les fractions les plus grenues, qui, sédimentent sur le fond, sont

récupérées et transférées vers la partie haute par la ou les vis sans fin. Elles constituent la

sousverse. De leur côté, les fractions les plus fines sont évacuées par débordement et

constituent la surverse. L’ensemble est simple, rustique et ne nécessite qu’une maintenance

très peu importante.

Ces appareils sont utilisés pour des coupures de 75 à 800 m environ. Les pourcentages en

solides des produits raclés sont, dans ces limites de coupure, de 72 à 78 % en masse pour des

solides de masse volumique 2 650 kg /m3. On en trouve deux types, selon que la vis est peu

ou fortement immergée dans la partie basse de la cuve : on parle de classificateur type H

(barrage élevé) ou type S (vis submergée). Le premier classé dans la fourchette 200-850 m,

le deuxième dans la fourchette 45-300 m. Les vis peuvent être simples (pas égal à un demi-

diamètre) ou à doubles spires coaxiales de même pas (les spires étant décalées d’un quart de

diamètre), ou enfin doubles montées en parallèle. La capacité de raclage de la vis (ou capacité

en solide de la sousverse), approximativement doublée pour les vis montées en parallèle, varie

de façon inversement proportionnelle à la pente et, pour une vis donnée, proportionnellement

à la vitesse de rotation de la vis. La consommation d’eau peut aller de 2 à 6 m3/t de matériau.

Figure 7 : Classificateur mécanique à vis submergée (type S)


18


Classificateurs à râteau et à coupe :

La vis est remplacée par un râteau muni d’un mouvement sensiblement rectangulaire. Les

produits sédimentés dans la cuve sont également remontés à un niveau supérieur à celui de

l’alimentation, ce qui facilite le couplage avec un broyeur. La fréquence normale de

mouvement du râteau est de 5 à 15 tours par minute selon la dimension de coupure désirée. La

pente peut aller jusqu’à 25 % pour les grenus (> 300 m), mais est nettement plus faible pour

des granulométries plus fines. Ils sont utilisés pour des coupures comprises entre 75 et 600

m environ.

Pour les séparations dans lesquelles la proportion de grenus est faible, il n’est pas

nécessaire d’avoir un râteau sur toute la surface de sédimentation. On peut alors utiliser un

classificateur à coupe : c’est la combinaison d’un décanteur (appelé coupe) à fond peu incliné,

muni d’un seul bras racleur, et d’un classificateur à râteau, reprenant la sousverse du

précédent. Si le décanteur est à fond plat (épaississeur) et est muni de quatre bras racleurs.

Figure 8 : Classificateur mécanique à râteaux

II.4.2 Classificateurs centrifuges :

II.4.2.1 Centrifugeuses :

La centrifugation peut être définie comme l’opération élémentaire permettant de séparer un

mélange :

de deux phases liquides ;

d’une phase solide en suspension dans une phase liquide ;


19


de deux phases liquides contenant une troisième phase solide ; par l’action d’une force

centrifuge appliquée aux constituants, le mélange étant entraîné en rotation au moyen d’un

appareil appelé centrifugeuse.

Si les particules à classer sont très petites, les forces intervenant dans la classification

hydraulique deviennent trop faibles, même dans le cas des cyclones. Il faut donc pouvoir les

augmenter encore par une action plus importante de la force centrifuge. L’accélération

développée doit pouvoir atteindre plusieurs centaines et même plusieurs milliers de fois

l’accélération due à la pesanteur g pour que les forces soient suffisantes pour agir sur des

particules microniques

(< 5 m).

Les centrifugeuses répondent à ce besoin. Elles peuvent être de filtration (permettant de

réaliser des coupures de l’ordre de 5 m à travers leurs parois et le gâteau de solides

centrifugés) ou de décantation (la coupure peut alors descendre jusqu’à 0,5 m) et délivrent

des liquides clarifiés. Leur fonctionnement peut être continu, semi-continu ou discontinu.

Selon les procédés de déchargement des produits, elles peuvent admettre des suspensions

contenant de 1 à 25 % en masse de solides avec des débits unitaires pouvant atteindre 200

m3/h.

II.4.2.2 Hydrocyclone :

Dans cette partie, on identifie d'abord les différentes composantes entrant dans la

conception d'un hydrocyclone, ensuite on décrit le principe d'opération d'un hydrocyclone,

puis l'écoulement de la matière à l'intérieur de celui-ci et enfin les zones de classification des

particules.

II.4.2.2.1 Conception d'un hydrocyclone :

Le schéma d'un hydrocyclone est montré à la figure 9. L'hydrocyclone est un appareil sans

partie mobile utilisé dans les procédés de classification des particules. L'hydrocyclone est

composé d'une section cylindrique supérieure et d'une section conique inférieure. On y

distingue un orifice d'alimentation, une buse de surverse (vortex) sur la section cylindrique et

une buse de souverse (apex) à la pointe du cône.


20


Figure 9: Conception d'un hydrocyclone

La surface intérieure de l'hydrocyclone est protégée par un revêtement en caoutchouc afin

d'éviter l'usure due à l'abrasion par les particules de minerai. Des gammes d'apex et vortex

interchangeables peuvent être installées sur l'hydrocyclone pour ajuster l'opération au matériel

traité et à l'objectif de la classification. L'effet du choix de l'apex et du vortex est discuté plus

en détail à la section II.4.2.2.1.

Les particules sont soumises à deux forces opposées dont une force d'entraînement et une

force centrifuge. La force d'entrainement est orientée vers le centre et dirige l'eau et les

particules fines vers la colonne d'air où elles sont évacuées vers la surverse. La force

centrifuge entraîne les particules grossières, qui subissent en même temps l'effet de la gravité,

vers la paroi pour les décharger à la souverse.

Alimentation

Surverse

Souverse


21


Figure 10: Écoulement à l'intérieur d'un hydrocyclone

II.4.2.2.2 Ecoulement de la matière dans un hydrocyclone :

Les premiers travaux publiés sur les hydrocyclones furent des études portant sur la

compréhension de l'écoulement fluide à l'intérieur d'un hydrocyclone. Les travaux de Kelsall

portaient sur le suivi microscopique de fines particules d'aluminium illuminées en rotation

dans une pulpe. Puisque la pulpe est introduite tangentiellement dans l'hydrocyclone les

particules sont soumises à une force centrifuge donnant naissance à des composantes de

vitesse tangentielle, axiale et radiale. Des chercheurs ont tenté d'étudier ces différentes

composantes par des simulations par éléments finis et par des mesures tomographiques.

Malgré de nombreuses publications sur le sujet, les rôles de ces trois vitesses sont encore mal

compris. Cependant, les observations de Cilliers (15) et Castro (16) confirment que pour une

particule en mouvement :

La composante tangentielle croit vers l'axe du cylindre pour atteindre son maximum

vers la colonne d'air, ensuite elle décroit vers la paroi de l'hydrocyclone.

La composante axiale diminue lorsque la particule est proche de la paroi de

l'hydrocyclone et elle augmente quand la particule s'approche de la colonne d'air;

La composante radiale, de faible amplitude par rapport aux composantes axiale et

tangentielle, est dirigée vers le centre de l'hydrocyclone et croit vers l'apex.

En adoptant cette approche, ces auteurs donnent une idée sur la séparation et l'évacuation

des particules. Ils rapportent que les particules introduites dans l'hydrocyclone sont soumises

à l'une de ces formes de vitesse (tangentielle, axiale ou radiale) dépendamment de leur masse.


22


Une investigation menée par Concha, à partir des travaux antérieurs (Kelsall, Knowles,

Rajamani, Xu, Hwang), révèle que c'est la composante tangentielle qui génère la force

centrifuge responsable de la séparation entre les particules fines et grossières. Quand aux

composantes axiale et radiale on suppose un mouvement identique entre les particules fines et

l'eau.

Le comportement d'une particule dépend donc d'un bilan de forces, dont la résultante est le

passage de la particule en surverse ou en souverse. Les particules grossières sont

principalement soumises à la force centrifuge et la force de gravité et migrent vers la paroi de

l'hydrocyclone pour descendre vers l'apex. Les particules fines sont d'abord dirigées

radialement vers le centre par la force d'entrainement, ensuite elles progressent verticalement

le long de l'axe du cylindre à travers la colonne d'air pour être évacuées à la surverse.

Certaines particules de dimension intermédiaire atteignent un régime d'équilibre lorsque

les forces opposées (centrifuge et entrainement) s'annulent. Ces particules se déplacent

lentement, elles ont autant de chance de se retrouver à la surverse qu'à la souverse. On

qualifie alors leur dimension de diamètre de coupure de l'hydrocyclone. La Figure 11 illustre

que :

l'orbite d'équilibre est atteinte lorsque la force centrifuge est égale à la force

d'entrainement (a);

dans ce cas les particules suivent le parcours ayant une vitesse nulle pour se retrouver

à la surverse ou à la souverse (b).

Figure 11: Mécanisme d'atteinte d'équilibre des particules de dimension de coupure d'un hydrocyclone


23


II.4.2.2.3 Zones de classification des particules :

La classification ne se fait pas de la même manière sur toute la hauteur de l'hydrocyclone.

Certaines zones sont favorables à la classification des fines alors que d'autres sont favorables

à la classification des particules grossières. Basés sur la description de modèles physiques

d'écoulement de fluide à l'intérieur d'un hydrocyclone (Kelsall et Knowles, Wood et

Fuerstein, Hsieh et Rajamani), Castro et al identifient différentes zones qui sont caractérisées

par leurs contributions et comportement distincts à la classification. Ces zones de

classification sont identifiées à la Figure 12 et décrites aux paragraphes suivants.

Figure 12: Zone de classification à l'intérieur d'un hydrocyclone

La Zone 1 correspond à la partie supérieure de la section cylindrique. Cette zone va du

haut du cylindre jusqu'à l'entrée de la buse de la surverse. Due

Au vortex créé par l'alimentation tangentielle de la pulpe, cette zone est caractérisée par un

mélange homogène de la pulpe. Dans cette zone il n'y a pas encore de classification et la

composition de la pulpe est voisine de celle de l'alimentation.

La Zone 2 est la partie inférieure de la section cylindrique et est limitée du haut par la buse

de surverse et du bas par la section cylindrique. Bien que cette zone soit considérée comme

une zone de transition entre la section cylindrique et conique, on suppose que toute particule


24


s'échappant de cette zone vers la zone 3 aura plus de chances de se retrouver à la souverse

tandis que toute particule qui y reste se retrouvera à la surverse.

La Zone 3 correspond à la section conique. À proximité de la paroi, il existe une zone de

faible vitesse caractérisée par un écoulement de matière à pourcentage en solides très élevé

(visqueux) et qualifiée de couche limite. En dehors de la couche limite l'écoulement est non

visqueux, toute particule s'échappant de l'interface entre la zone 1 et la zone 2 se voit soumise

au phénomène de classification existant dans la zone 3. La classification s'effectue

principalement dans cette zone mais aussi en partie dans les zones 2 et 5 pour les particules

fines.

La Zone 4 représente la couche limite sur la paroi latérale de l'hydrocyclone. Cette couche

prend naissance dès l'alimentation de la pulpe et se développe pour atteindre son épaisseur

maximale à l'interface entre les zones 1 et 2. Cette zone est caractérisée par un pourcentage

solide élevé qui maintient une couche limite d'épaisseur constante jusqu'à la souverse. Toute

particule captive de la zone 4 ne sera plus soumise à l'action de classification et sera

emprisonnée pour finalement être déchargée à la souverse. Ce phénomène est en partie

responsable de l'envoi des particules fines à la souverse.

La Zone 5 est la couche limite sur la partie supérieure de l'hydrocyclone. Cette couche

permet d'évacuer certaines particules fines directement de l'alimentation vers la surverse mais

aussi quelques particules grossières qui sont emprisonnées et envoyées vers la surverse.

La Zone 6 correspond à la colonne d'air ascendant. Elle s'étend de la pointe du cône

jusqu'au haut du cylindre. La colonne d'air est un des éléments clé de la classification. Sa

présence et sa stabilité sont deux facteurs importants pour éviter des problèmes d'opération

d'un hydrocyclone.

II.4.2.2.4 VARIABLES DE CONCEPTION D'UN HYDROCYCLONE :

Les sections cylindrique et conique sont munies d'orifices pour les flux d'alimentation, de

surverse et souverse. La variable principale de conception est le diamètre de la section

cylindrique (Dc). Pour un hydrocyclone standard, les autres variables de conception sont

directement liées au diamètre de la section cylindrique. Les variables de conception d'un

hydrocyclone sont identifiées à la Figure 13, avec le diamètre de l'hydrocyclone (Dc), le

diamètre de la buse d'alimentation (Di), le diamètre du vortex (D0), le diamètre de l'apex (Du),


25


la hauteur de l'hydrocyclone (H), la hauteur de la section cylindrique (h) et l'angle du cône

( ).

Figure 13: Variables de conception d'un hydrocyclone

II.4.2.2.5 Diamètre de l'hydrocyclone :

Le diamètre de l'hydrocyclone est choisi en fonction de la dimension de coupure désirée.

La Figure 14 montre que la capacité de traitement et la maille de coupure théorique augmente

avec le diamètre d'un hydrocyclone. Le choix du diamètre d'un hydrocyclone doit par

conséquent prendre en considération la capacité visée de traitement et la distribution

granulométrique du minerai. Ainsi, pour le classement d'un minerai grossier il sera préférable

d'utiliser un hydrocyclone de diamètre supérieur à celui qui serait retenu pour le traitement

d'un minerai fin (voir Figure 14).


26


Figure 14: Sélection d'hydrocyclone en fonction du débit d'alimentation de pulpe et de maille

II.4.2.2.6 Diamètre de la buse d'alimentation :

Le diamètre de la buse d'alimentation fait référence à l'ouverture de l'orifice de la chambre

d'alimentation à travers laquelle la pulpe d'alimentation est introduite. Selon Plitt , un rapport

de (1/5) est typique entre le diamètre de la buse d'alimentation et le diamètre de

l'hydrocyclone. Un agrandissement de l'ouverture de la buse d'alimentation entraine une

augmentation de la capacité de traitement, mais diminue la qualité de la classification. Quand

à la dimension de coupure, Cilliers rapporte une baisse tandis que Hodouin rapporte une

augmentation avec une augmentation du diamètre de la buse d'alimentation.

II.4.2.2.7 Diamètre du vortex (buse de surverse) :

Le vortex est l'ouverture de l'hydrocyclone à travers lequel les particules fines sont

évacuées. Le tube du vortex est suffisamment rallongé en dessous du tube d'alimentation afin

de prévenir le court-circuitage des particules alimentées vers la surverse. Les hydrocyclones

sont généralement dotés d'une gamme de vortex, ayant un diamètre allant de 20 à 45% du

diamètre de l'hydrocyclone (Plitt), échangeable selon la classification recherchée. Un vortex

plus large accroît la capacité de traitement ainsi que la maille de coupure, c'est-à-dire que la

distribution granulométrique de la surverse devient plus grossière avec l'augmentation de

l'ouverture du vortex.

II.4.2.2.8 Diamètre de l'apex (buse de souverse) :

L'apex est l'orifice de l'hydrocyclone à travers lequel les particules grossières sont

déchargées à la souverse. Le choix du diamètre de l'apex a un effet sur la capacité de

traitement de solides et la fraction de solides se retrouvant en souverse, ainsi que sur la qualité


27


de la classification. Le diamètre optimal de l'apex est souvent difficile à trouver. Une méthode

simple consiste à prendre un diamètre d'apex correspondant à (1/5) du diamètre de

l'hydrocyclone (Plitt). Normalement un apex bien dimensionné doit donner une décharge en

parapluie similaire à celle montrée à la Zone A de la Figure 15. Par la suite des ajustements

peuvent être apportés en faisant des essais, des études de simulation ou en utilisant des

graphiques similaires à ceux fournis par les manufacturiers et dont un exemple (FLSmidth

Krebs) est montré à la Figure 16. Ce dernier abaque donne le débit volumique d'alimentation

en fonction du diamètre de l'apex. Cependant pour avoir une idée du diamètre de

l'hydrocyclone, l'auteur mentionne un rapport de Du= (0.1 à 0.35) x Dc.

Figure 15: Influence du diamètre de l'apex sur l'aspect de la souverse du cyclone

Figure 16: Sélection du diamètre d'apex en fonction du débit de pulpe d'alimentation


28


II.4.2.2.9 Hauteur de l'hydrocyclone :

Sur un hydrocyclone, on distingue deux hauteurs distinctes. La première fait référence à la

hauteur de travail (H) qui est égale à la distance entre le sommet du cylindre et le sommet de

l'apex. La deuxième réfère à la hauteur de la section cylindrique (h), soit la distance entre le

sommet du cylindre et le sommet de la section conique (voir Figure 13). Le choix de la

hauteur du cylindre est fait en fonction des attentes de la classification. Plus la hauteur est

élevée, plus le temps de séjour des particules est élevé donc meilleure est la capacité de

traitement, mais la classification serait négativement affectée par la diminution de la force

tangentielle. Plitt suggère d'utiliser une hauteur de cylindre égale à 3 fois le diamètre du

cylindre.

II.4.2.2.10 Angle du cône :

L'angle de la section conique est en étroite relation avec la hauteur de l'hydrocyclone. Pour

un hydrocyclone standard, l'angle est de 20°, mais celui-ci varie habituellement entre 15 et

30°. Cet angle diminue en fonction de la longueur de la section conique. Plus l'angle diminue,

plus la maille de coupure est fine et meilleure est la classification.

II.4.2.2.11 Revêtement intérieur de l'hydrocyclone :

Rappelons qu'un hydrocyclone est alimenté sous pression .Afin d'éviter l'usure de la paroi

interne de l'hydrocyclone par les particules, la paroi métallique est protégée par un revêtement

en caoutchouc. Avec le temps, le revêtement peut s'user ce qui peut avoir un impact sur la

qualité de la classification.

III. Présentation du procédé de valorisation du minerai

polymétallique:

Dans l’usine de traitement de la Compagnie Minière des Guemassa une variété de minerais

polymétallique ou monométallique est traitée. On trouve, principalement, les tout-venants du

site de Hajjar, Draa Lasfar, Tighardine et Amensif.

Le procédé de valorisation adopté permet d’obtenir des concentrés dans l’ordre suivant :


29


PbS : Galène

CuFe2S : Chalcopyrite

ZnS : Blende

Fe7S8 : pyrrhotite

III.1 Description du procédé d’extraction :

Le service fond se charge de l’extraction, cette dernière s’effectue en trois étapes :

o Forage : il est fait à l’aide du jumbo hydraulique à deux bras qui forent un

nombre de trous qui dépend du volume à abattre.

o Tire : une équipe de mineurs remplit les trous forés par des explosifs, les

connecte avec des fils, et on déclenche l’explosion grâce à une batterie.

o Purgeage : après l’évacuation des fumées, une purgeuse fait tomber les blocs

qui sont restés collés après la tire, les blocs sont ensuite transportés par des engins Dumper

vers des convoyeurs, puis vers les unités de concassage.

III.2 Description du procédé de traitement :

Après l’extraction, le minerai subit les opérations de concassage et de broyage. Ces

opérations les préparent à la flottation qui sert à séparation des métaux. Une fois filtrés, les

concentrés sont stockés en vue de leur commercialisation.

III.2.1 Unités de concassage :

On distingue trois niveaux de concassage :

Concassage primaire :

Le concassage primaire est effectué au fond de la mine par un concasseur à mâchoires

giratoire. Il réduit les blocs de minerai à 120 mm après il est transporté vers une aire de

stockage d’une capacité de 6000 tonnes. Cette opération a pour but de réduire la taille des

blocs de minerai pour faciliter le transport et d’augmenter le taux de remplissage du SKIP. Le

rôle de ce dernier est de remonter le minerai à la surface.


30


Concassage secondaire :

Chacun des neufs extracteurs situés en dessous permet d’envoyer au besoin minerai au-

dessus vers un crible primaire de 20 mm. Le refus est dirigé vers le concasseur secondaire

(concasseur giratoire) qui le réduit à une taille de 20mm.

Concassage tertiaire :

Le concassé et le passé du crible se retrouvent sur le crible secondaire a une taille de

10mm. Le passé est stocké dans deux silos de stockage d’une capacité de 2500 tonnes chacun,

alors que le refus subit un concassage tertiaire pour être passé au tamis de 10mm.

Au terme de ces concassages, on dispose à l’entrée du premier broyeur ED d’un minerai à une

taille de moins de 10mm.

III.2.2 Unités de broyage :

L’objectif du broyage est de réduire la granulométrie du minerai à un ordre micrométrique

afin de libérer les espèces utiles. Le broyage est principalement effectué en voie humide.

Broyage primaire :

En premier lieu un broyage primaire effectué par le broyeur à barres QA, alimenté par un

débit moyen de 150 tonnes/heure, vise à alimenter un deuxième broyeur à boulets BO100 par

un minerai de taille inférieure à 500 m. Ce dernier travaille généralement en association avec

un système de classification (hydrocyclone) destiné à retirer du produit broyé les particules

ayant atteint la maille désirée (inférieure à 160 m) et ne renvoyer au broyage que les

fractions n’ayant pas encore atteint ce degré de finesse.

Broyage secondaire :

Le broyage secondaire est effectué à la sortie du circuit de plomb par un broyeur à boulets

ED. Le produit, ainsi obtenu, est une maille inférieure à 63 m.

Deux autres broyeurs à boulets, de dimensions plus petites que les autres, servent soit à

rebroyer les mixtes (cuivre+zinc) afin d’augmenter le rendement de la flottation, soit à broyer

les mousses de l’ébauchage du cuivre et du zinc.

III.2.3 Unités de flottation :

Le minerai de Hajar subit une flottation différentielle, dans l’ordre Pb-Cu-Zn-pyrrhotite,

pour récupérer des concentrés de plomb, de cuivre, de zinc et de pyrrhotite. Le choix de cette


31


séquence découle, d’ une part, du fait que la chalcopyrite de Hajar est très sensible au cyanure

et ne se réactive que lentement laissant au collecteur de la galène (Aérophine A3418) le temps

de se fixer sur toutes les surfaces disponibles des particules et d’ autre part, la galène flotte

facilement à maille la grossière.

Unité de flottation comporte les circuits suivants :

III.2.3.1 Circuit des micas :

Le tout-venant se compose de minéraux phyliteux (talc, micas et chlorites), pour cette

raison, le circuit mica a été installé afin d’éliminer ces minéraux indésirables, caractérisés par

une flottabilité naturelle, difficiles à déprimer et agissant comme diluants des concentrés de

plomb, cuivre et du zinc. La flottation de cette gangue se fait uniquement par l’agent

moussant (MIBC).

III.2.3.2 Circuit plomb :

L’over flow provenant de l’hydro cyclone BO100 alimente l’ébauchage plomb (3 cellules)

au cours de cette étape il y a utilisation de plusieurs réactifs selon les objectifs désirés :

- Ajout de cyanure de sodium (NaCN) sert à déprimer la blende et la chalcopyrite (125g/t),

- Ajout de la chaux comme régulateur du PH (PH= 10,5 à 11),

- Ajout de l’Aérofine A3418 pour collecter la galène (32,14 g/t),

- Ajout du MIBC (méthyl isobutyl carbinol) comme agent moussant,

- La densité de la pulpe est de 1.5 à 1.6.


32


Figure 17: Schéma synoptique du circuit plomb

Les mousses d’ébauchage sont envoyées directement vers le premier relevage du plomb et

le rejet passe vers les cellules de l’épuisement

Les mousses passent par quatre relevages successifs, alors que les rejets du quatrième

relevage retournent vers le troisième relevage jusqu’aux cellules d’ébauchage.

Les mousses d’épuisement alimentent l’épaississeur GT2 et son Under flow alimente le

broyeur JV et ensuite passe par le broyeur II (le broyeur JV et II sont en série), à la sortie du

broyeur II, il y a une charge de deux cellules FB pour flotter le cuivre alors que le rejet passe

directement vers l’ébauchage plomb.

Ep Pb

1R

2R

3R

4R

JS

FB

JV

II

Eb Pb

KA

FP

concentré Plomb

OF HC du

broyeur BO100 Vers sortie du

broyeur ED


33


Eb Cu Ep Cu

TEG

1R

2R

3R

4R

5R

GT2

LA

6R

ED

FP

H2

Rejet

Pb Vers

Ebauchage Zn

Vers

Ebauchage Pb

concentré Cuivre

III.2.3.3 Circuit cuivre :

Le circuit est alimenté par le rejet de l’épuisement du plomb qui subit un broyage à 63

micromètres dans le broyeur ED afin d’atteindre la maille de libération du cuivre. Il est

constitué d’un ébauchage, d’un épuisement et de cinq relavages, ainsi qu’un relavage de

l’Under flow de l’épaississeur GT1.Les mousses de

l’ébauchage et de l’épuisement sont encore broyées à 40

micromètres dans le broyeur TEI afin de réduire la

dimension des mixtes (cuivre et zinc) et de libérer

d’avantage la chalcopyrite .Les mousses de l’Under flow

de GT1 sont envoyées vers l’ébauchage plomb, alors

que le rejet est acheminé vers son ébauchage.

Comme la flottation du plomb, celle du cuivre

nécessite l’ajout de certains réactifs qui permettent une

meilleure récupération ainsi qu’une meilleure qualité de

celle-ci.

Les conditions de flottation de la chalcopyrite sont :

− Un PH entre 7 et 8

− La densité de la pulpe est de l’ordre 1‚ 45 à 1‚ 5

− Ajout du sulfite de sodium Na2SO3 pour déprimer la

galène

− Parfois ajout du MIBC comme agent moussant Figure 18: Schéma synoptique du circuit cuivre

III.2.3.4 Circuit zinc :

Le circuit de flottation zinc est alimenté par le rejet de l’épuisement du cuivre qui est riche

en blende. Elle nécessite quatre ébauchages ; deux épuisements, cinq relavages et le rejet du

2ème épuisement passe vers la digue.

De même, la flottation du zinc se fait dans des conditions bien déterminées et avec l’ajout

des réactifs suivants :

- Activation de la blende par l’ajout du sulfate de cuivre CuSO4.


34


- Ajout de AXK (l’amyle xanthate de potassium) dans tous les ébauchages et les

épuisements comme collecteur de la blende.

- Ajustement du PH de 12 à 12‚5 par l’ajout de la chaux.

Figure 19: Schéma synoptique du circuit zinc

III.2.3.5 Circuit pyrrhotite :

Afin de garantir la récupération de la pyrrhotite, on ajoute aux rejets de la flottation du zinc

de l’acide sulfurique pour diminuer le PH de la solution, cette dernière va alimenter le circuit

de la pyrrhotite.

Les réactifs utilisés sont :

Le sulfate de cuivre pour activer la pyrrhotite.

1 Eb Zn 2 Eb Zn 3 Eb Zn 1 Ep Zn4 Eb Zn

1R

2R

3R

4R

VG

MA

5R

HC

SM

FP

concentré Zinc

2 Ep ZnRejet Cu Vers circuit

Phyrrotite


35


AXK (Amyl Xanthale de Potassium) qui est utilisé comme collecteur.

Figure 20: Schéma synoptique du circuit pyrrhotite

Conclusion :

Ce chapitre fut une présentation générale de l’organisme d’accueil, une présentation des

principales notions de la bibliographie relatives à la flottation et à l’hydrocyclone et enfin une

présentation du processus de valorisation du minerai polymétallique de la CMG. Dans le

prochain chapitre, l’analyse de l’existant sera l’axe principal à détailler.

ps 6/4

pw 391

ps

ps6/4

ps 709 ps 711

H2SO4

bache

bache

Relavage

FP701FP702

Concentré pyrrhotite

Réacteur RA

RA 702

Digue

OK16 OK16OK8OK8

Rejet Zinc

36


Chapitre II : Analyse de l’existant

Introduction :

Le chapitre précédent a été consacré à la présentation générale

de l’organisme d’accueil. Dans ce chapitre, nous allons entamer

une étude de l’existant qui sert à présenter les caractéristiques et

les propriétés de l’alimentation et du concentré à produire et à

faire un diagnostic qui va nous aider à connaître l’état actuel de la

production et les obstacles confrontés et à déduire la

problématique.


37


I. Etat actuel de l’unité :

I.1 Capacité de production :

Comme nous l’avons déjà annoncé auparavant le but de l’unité est de produire de la

pyrrhotite. Le budget fixe dans les cahiers des charges de création de l’unité est d’atteindre

une production de 500 tonnes par jour. Le graphe ci-dessous représente la production actuelle

pour les mois Janvier- Février –Mars – Avril 2015 :

Figure 21: Evolution de la production du concentré pyrrhotite pour les mois Janvier- Février – Mars – Avril 2015

Le graphe de production ci-dessus montre les informations suivantes :

la production oscille autour le budget visé avec une moyenne journalière de 404 t/jour.

les chutes de production sont dues presque souvent aux arrêts du traitement des minerais

monométalliques.

l’écart entre la production et l’objectif est assez élevé, donc l’unité n’a pas encore

atteint son objectif visé.

0

100

200

300

400

500

600

700

800


38


I.2 Qualité de la production :

La production n’est pas le seul objectif, il existe en parallèle certaines exigences de qualité

du concentré final à respecter, surtout en minerais essentiels ; fer, soufre et silice, où les

teneurs de fer doivent être supérieures à 50 %, de soufre supérieures à 30 % et de silice

inférieures à 5 %.

Figure 22: Evolution de la qualité du concentré pyrrhotite pour le mois janvier- février – mars – avril 2015

La courbe ci-dessus représente l’évolution des teneurs des éléments constitutifs de la

pyrrhotite dans le concentré final particulièrement le fer, soufre et silice. Ce graphe montre

que :

presque rarement le pourcentage du fer dépasse la valeur souhaitable.

la teneur du soufre oscille autour d’une valeur de 30 %.

la teneur de la silice dépasse fréquemment la valeur fixée ce qui constitue un élément

pénalisant dans le concentré.

II. Caractérisation de l’alimentation de l’unité pyrrhotite :

Afin de bien caractériser l’alimentation et le concentré du circuit pyrrhotite, nous avons

prélevé des échantillons représentatifs. Les échantillons pris sont mélangés et homogénéisés

avec soin et rigueur afin qu’ils soient représentatifs, puis soumis aux traitements suivants :

0

10

20

30

40

50

60

11/01/2015 11/02/2015 11/03/2015 11/04/2015

Sio2

Fe

S


39


Filtration sous vide.

Séchage à l’étuve à une température de 105 C° pendant environ 5 h.

Finalement, les échantillons sont mis dans des sachets hermétiques puis référenciés et

envoyés pour subir les analyses : MEB et analyse chimique, dans le centre de recherche

REMINEX.

II.1 Caractérisation chimique :

Les résultats de l’analyse chimique sur les échantillons représentatifs de l’alimentation

pyrrhotite sont regroupés dans le tableau ci-dessous :

date Alimentation pyrrhotite

fe s SiO2

17/02/2015 30,97 19,35 27,09

18/02/2015 33,91 19,55 19,34

19/02/2015 34,08 19,43 18,65

02/03/2015 34,41 18,98 17,03

03/03/2015 34,76 19,6 19,43

04/03/2015 46,53 27,03 9,82

11/03/2015 34,51 22,82 13,66

23/03/2015 36,48 19,44 21,8

25/03/2015 40,13 21,9 18,48

28/03/2015 37,81 21,85 16,8

03/04/2015 44,91 22,08 13,35

04/04/2015 34,54 17,72 17,94

05/04/2015 37,76 18,24 21,89

11/04/2015 32,26 18,54 27,77

12/04/2015 36,01 18,86 28,28

15/04/2015 36,53 19,07 17,6

17/04/2015 42,65 22,67 19,52

18/04/2015 37,44 20,55 18,27

20/04/2015 32,4 19,1 23,49

21/04/2015 40,95 21,83 19,62

22/04/2015 36,84 18,13 16,55

23/04/2015 36,91 19,54 15,55

24/04/2015 33 17,33 20,48

25/04/2015 31,62 25,18 16,1

moyenne 36,56 20,37 19,10 Tableau 1: résultats de l’analyse chimique de l’alimentation pyrrhotite


40


II.2 Caractérisation minéralogique :

Dans le but d’examiner la texture de l’alimentation pyrrhotite, nous avons envoyé un

échantillon représentatif à REMINEX pour subir une analyse MEB.

Les résultats obtenus des analyses MEB sont représentés sur la figure 23.


41


Figure 23: Photomicrographies MEB de l'alimentation pyrrhotite

Nous remarquons que la pyrrhotite est généralement grossière sous forme libre avec la

présence d’une mixité avec la galène, le talc et la dolomite. Nous remarquons aussi la

présence des éléments pénalisants tels que le talc.

II.3 Caractérisation granulochimique :

Pour identifier la tranche granulométrique pour laquelle une meilleure coupure sera

obtenue, nous avons prélevé des échantillons représentatifs de l’alimentation sur lesquels nous

avons réalisé une analyse granulochimique. Les résultats trouvés sont représentés dans le

graphe ci-dessous :

Figure 24: Distribution des teneurs en Fe, S et SiO2 dans les différentes tranches de l’alimentation

-8,00

-6,00

-4,00

-2,00

0,00

2,00

4,00

6,00

8,00

10,00

12,00

14,00

+63µm -63 µm +40µm -40µm +20µm -20µm

Alimentation pyrrhotite

Fe

S

SiO2


42


D’après le graphe nous concluons que :

La silice est plus concentrée à +63 .

Le soufre est plus concentré à +20 .

Le fer est plus concentré à +20 .

Avec D80 = 55

III. Caractérisation du concentré pyrrhotite :

III.1 Caractérisation chimique : Les résultats de l’analyse chimique sur les échantillons représentatifs du concentré

pyrrhotite sont regroupés dans le tableau ci-dessous :

date Concentré pyrrhotite

fe s SiO2

17/02/2015 47,95 30,12 5,72

18/02/2015 50,51 29,03 4

19/02/2015 50,71 28,98 3,54

02/03/2015 48,33 27,63 6,86

03/03/2015 47,85 28,18 6,63

04/03/2015 50,95 30,22 5,55

11/03/2015 49,29 31,01 3,21

23/03/2015 50,11 28,56 6,13

25/03/2015 49,12 29,18 5,31

28/03/2015 49,54 25,76 3,97

03/04/2015 50,08 30,19 4,13

04/04/2015 50,29 29,01 4,65

05/04/2015 49,17 28,65 5,05

11/04/2015 48,44 30,18 6,83

12/04/2015 48,63 30,83 5,43

15/04/2015 43,85 29,62 10,58

17/04/2015 53,14 30,58 6,56

18/04/2015 49,33 29,93 5,27

20/04/2015 47,96 28,17 4,96

21/04/2015 49 29,2 4,25

22/04/2015 44,34 26,79 6,16

23/04/2015 47,81 29 5,29

24/04/2015 44,79 27,34 6,22

25/04/2015 46,88 25,51 9,87

moyenne 48,67 28,90 5,67 Tableau 2: résultats de l’analyse chimique du concentré pyrrhotite


43


III.2 Caractérisation minéralogique :

Dans le but d’examiner la texture du concentré pyrrhotite, nous avons envoyé un

échantillon représentatif à REMINEX pour subir une analyse MEB.

Les résultats obtenus des analyses MEB sont représentés sur la figure 25.

Figure 25: Photomicrographies MEB du concentré pyrrhotite

On remarque que la pyrrhotite est généralement grossière sous forme libre avec la

présence d’une mixité avec la galène et des éléments pénalisants tels que le talc et la

dolomite.


44


III.3 Caractérisation granulochimique :

Pour identifier la granulométrie et la distribution chimique du concentré pyrrhotite, nous

avons prélevé des échantillons représentatifs du concentré sur lesquels nous avons réalisé une

analyse granulochimique. Les résultats trouvés sont représentés dans le graphe ci-dessous :

Figure 26: Distribution des teneurs en Fe, S et SiO2 dans les différentes tranches du concentré

D’après le graphe nous concluons que :

La silice est plus concentrée à -20 .

Le soufre est plus concentré à +40 .

Le fer est plus concentré à +20 .

Avec D80 = 40

Conclusion :

Les analyses microscopiques effectuées sur l’alimentation et le concentré pyrrhotite ont

montré que ces derniers sont contaminés par le talc et la dolomite, que la forme de la

pyrrhotite est généralement grossière et qu’ils comportent des mixités.

D’autres analyses chimiques effectuées sur les concentrés ont montré que presque

rarement le pourcentage du Fer, Soufre et Silice atteignent l’objectif fixé.

Les analyses granulométriques effectuées sur l’alimentation et le concentré ont montré

que ces derniers comportent une fraction importante des fines. Ceci ne pourrait que justifier

l’importance de la conduite du projet confié.

-40,00

-30,00

-20,00

-10,00

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

+63µm -63 µm +40µm -40µm +20µm -20µm

Concentré pyrrhotite

Fe

S

SiO2

45


Chapitre III : Etude méthodologique de la problématique

Introduction :

Dans ce chapitre et dans l’ultime but de présenter une

meilleure analyse du projet, nous avons imbriqué quelques outils

d’analyse au système étudié. L’objectif était d’élucider par cette

analyse les différents aspects de la problématique pour en faire

émerger les finalités qui justifient le besoin de conduire une telle

étude.


46


I. Diagramme Ishikawa :

I.1 But :

Le diagramme de cause à effet ou diagramme d’Ishikawa ou encore méthode des 5M est

une démarche qui permet d’identifier les causes possibles d’un problème ou un défaut (effet).

Il convient ensuite d’agir sur ces causes pour corriger le défaut en mettant en place des actions

correctives appropriées.

I.2 Méthode :

1. Énoncer le problème, effet (variable de réponse).

2. Faire la liste des causes associées à cet effet dans une session de brainstorming.

3. Penser aux grandes catégories : matériaux, machines, méthodes, main-d’œuvre,

milieu.

4. Tracer le diagramme.


47


Figure 27: Analyse des causes par le diagramme Ishikawa

- Flottation des particules fines

- Présence des impuretés

MèthodeMatériel

Matière Main d'oeuvre Milieu

Broyeur

Distribution des réactifs

Dispersion des bulles d'air

Temps de conditionnement

Temps de séjour

Poids de la particule

Débit horaire

Maitrise limité des paramètres de fonctionnement

Hydrophobisation

Entrainement Hydraulique

Absorption non séléctive des réactifs


48


II. La méthode QQOQCCP :

II.1 Définition :

Dans la plupart des expériences courantes, et ceci quel que soit le domaine, la recherche de

solutions au problème nécessite très souvent de répondre aux mêmes questions en général :

Quoi ? (objets, action, phase, opération) ;

Qui ? (acteur, responsable) ;

Où ? (lieu, distance, étape) ;

Quand ? (moment, planning, durée, fréquence) ;

Combien ? (matériel, équipement, moyen nécessaire) ;

Comment ? (manières, modalités, procédures) ;

Pourquoi ? (réaliser telle action, respecter telle procédure) ;

Ce questionnement d’un problème a été formalisé et a donné naissance à une méthode : la

méthode QQOQCCP.

II.2 Caractérisation de la méthode :

La méthode QQOQCCP est une méthode d’analyse formelle, critique et constructive

basée sur le questionnement. En résumé, le but de cette méthode est d’obtenir un ensemble

d’informations pour comprendre quelles sont les raisons ou les causes principales d’une

situation ; d’identifier clairement et de manière structurée les aspects à traiter ou à améliorer

et surtout de ne rien oublier lors de la planification des actions correctives.


49


Tableau 3: Analyse par la méthode QQOQCP

Qui ? - Qui a le problème ? - L’usine d’acide sulfurique

- Qui est intéressé par le résultat ? - L’usine d’acide sulfurique

- Quelles sont les personnes impliquées ? - Personnel de l’usine amont acide

Quoi ? - De quoi s’agit-il ? - Etudier l’impact de la granulométrie sur

les performances de la concentration de la pyrrhotite

- En quoi consiste l’intérêt d’étudier l’impact de la granulométrie sur les performances de concentration de la pyrrhotite

- La granulométrie du concentré de la pyrrhotite contient des grains très fins et des impuretés qui pénalisent sa qualité.

- En quoi consiste la situation insatisfaisante ?

- Absence d’une solution qui permet la classification de la granulométrie

- Quelles actions doit-on entreprendre ? - Caractériser l’alimentation de l’unité pyrrhotite.

- Caractériser le concentré de la pyrrhotite

- Trouver une solution et l’installer - Faire une étude comparative

Où ? - Où le problème apparait-il ? - Section de grillage

- Dans quel lieu ? - L’usine d’acide sulfurique

- Sur quelle machine ? - Le four fluidisé

Quand ? - Quand le problème a-t-il été découvert ? - Depuis la création de l’unité amont acide

- Quand je dois proposer une solution ? - Avant la fin de la période de stage

Comment ? - Comment se déroule le contrôle de la

granulométrie du concentré de la pyrrhotite ?

- En effectuant des essais granulométriques

- Comment se manifeste l’impact de la granulométrie dans l’usine ?

- Absence du lit fluidisé dans le four

- Comment améliorer l’impact de la granulométrie sur les performances de la flottation de la pyrrhotite ?

- En installant un système de classification - En agissant sur la distribution des

réactifs

Combien ? - Combien peut conter une installation de

classification ? - Le coût dépend de la solution choisie.

Pourquoi ? - Pourquoi réaliser une telle action ? - Afin de garantir une très bonne qualité

pour l’usine d’acide sulfurique


50


III. Formulation de la problématique :

Les minerais polymétalliques de Hajjar et Draa Lasfar contiennent une partie importante de

la pyrrhotite. C’est pour cela que la CMG a installé une unité de concentration de la pyrrhotite

par flottation. Cette usine permet de séparer la pyrrhotite et faire un concentré qu’elle envoie à

l’usine de l’acide sulfurique pour faire trois produits :

Acide sulfurique

Oxyde de fer

Énergie

Cependant, le concentré de la pyrrhotite (matière première de l’usine d’acide sulfurique)

ne répond pas aux attentes du client. Le tableau ci-dessous illustre les spécifications du client

pour différents éléments :

Elément Spécification du

client

Fer (%) 50

Soufre (%) 30

Silice (%) <5

Granulométrie ( ) 63

Humidité (%) <10

Tableau 4: spécification du concentré pyrrhotite marchand

L’amélioration de la qualité de la pyrrhotite nécessite la recherche d’une solution. Pour ce

faire, il est indispensable d’étaler les causes qui peuvent être à l’origine de ce problème. Parmi

les causes principales, on peut citer :

La finesse da la taille des grains : lors de la section de grillage plus les

particules sont fines plus elles influencent les paramètres de fluidisation, car ils

seront entraînées par le gaz. Il est alors nécessaire d’investir dans des équipements

onéreux pour séparer le gaz des particules à l’extérieur du lit fluidisé.

La présence des impuretés qui pénalisent la commercialisation de l’oxyde de

fer.


51


Conclusion :

Après avoir utilisé quelques outils d’analyse aux problèmes de finesse et des impuretés,

nous avons pu prendre connaissance des aspects les plus importants à considérer le long des

chapitres à venir. Nous avons pu également cerner et définir l’objectif qui justifie l’intérêt de

conduire ce projet et qui est d’étudier l’impact de la granulométrie sur la concentration de la

pyrrhotite, une étude qui devra aboutir à une recommandation d’une solution efficace.

52


Chapitre IV : Dimensionnement de l’hydrocyclone

Introduction :

Afin de pallier aux problèmes cités auparavant, nous avons

choisi l’hydrocyclone comme solution pour garantir la

récupération des grosses particules dans le concentré pyrrhotite et

d’éliminer une bonne partie des schlamms.

Lors de ce chapitre, nous allons dimensionner l’hydrocyclone

et aussi construire une feuille de calcul sous Excel qui pourra

fournir les dimensions nécessaires à la fabrication d’un tel

système.


53


I. Bilan matière :

I.1 Introduction :

L’analyse critique de fonctionnement des différents équipements composant le circuit

nécessite la connaissance des caractéristiques de la pulpe qui alimente cette boucle et du

rendement du circuit ; c’est dans ce but que nous avons effectué un bilan matière de ce circuit.

Le bilan minéralurgique est un aspect fondamental pour l’évaluation d’une opération

minéralurgique. Il permet de déterminer la répartition des produits dans l’usine, et par le

même coup, d’évaluer les paramètres de performance tels que : la teneur et la récupération.

I.2 Méthodes de calcul :

L’analyse des bilans permet de déterminer les différents flux d’entrée et de sortie de la

chaine et de chaque appareil de traitement. En effet, le bilan de matière exprime la

conservation de la matière qui se traduit en régime permanent par l’égalité des flux entrants et

sortants en un point donné

I.2.1 Principe du calcul du Bilan de l’hydrocyclone :

Pour écrire les équations d’un bilan, il faut :

a. Délimiter avec précision le système auquel on veut établir le bilan, par exemple

l’hydrocyclone.

b. Inventorier les flux entrant au système et les flux sortant du système, dans cet

exemple : - flux entrant : le flux A (Alimentation)

- flux sortant : le flux U (Souverse) et le flux θ (Surverse)

c. Écrire les équations de bilan selon le principe général : Entrées = Sorties , tout

en sachant que cette égalité n’est valable qu’en régime permanent, c'est-à-dire que le

circuit a atteint l’équilibre, ce qui n’est pas le cas lors du démarrage ou de l’arrêt par

exemple ou juste après une modification d’un débit de matière solide ou eau ou d’un

paramètre de marche jugée ayant une influence significative sur les débits matière. Cela

suppose aussi que les pertes sont nulles ou du moins négligeables.


54


I.2.2 Calcul des bilans :

Notations

La notation que nous avons adoptée pour la suite est la suivante :

: Débit massique de la pulpe au point i en t/h ;

: Débit massique solide au point i en t/h ;

: Débit massique liquide au point i en t/h ;

: Densité pulpe au point i ;

: concentration solide au point i ;

: Densité solide ;

: Densité liquide ;

Figure 28: Diagramme bilan de matière

Le flowsheet du circuit établi ci-dessus permet de faciliter l’établissement des équations de

bilan matière.

Après avoir mesuré le débit , la concentration solide ainsi que la densité de

l’alimentation et imposé la densité Souverse , densité Surverse et le débit Souverse

, on peut établir les relations suivantes :

OB

RA

Digue

AO

U

Flottation


55


=

avec i =A; U; O (1)

= avec i =A; U; O (2)

= - avec i =A; U; O (3)

Le résultat du bilan de l’hydrocyclone est regroupé dans le tableau ci-dessous :

Tableau 5: Bilan matière de l'hydrocyclone

II. Modélisation de l’hydrocyclone :

Plusieurs modèles d'hydrocyclone sont cités dans la littérature. Ces modèles sont classés

dans trois catégories, soit: les modèles empiriques (Plitt et Krebs), ceux semi-empiriques

(Neesse/Schubert et Svarovsky) et ceux fondamentaux (Bohnet, Braun et Müller). Les

modèles fondamentaux reposent sur la résolution d'équations de la mécanique des fluides et

nécessitent la connaissance de l'écoulement fluide à l'intérieur d'un hydrocyclone. Les

modèles empiriques relient les variables d'entrée aux variables de sortie à partir de mesures

expérimentales. Quant aux modèles semi-empiriques, ils dérivent d'un couplage entre les

modèles empiriques et fondamentaux.

Les modèles retenus pour définir les variables de conception de l’hydrocyclone sont les

modèles empiriques de Krebs qui se limitent à la détermination du diamètre de

l’hydrocyclone et Plitt qui va nous permettre de définir les autres dimensions de

l’hydrocyclone.

Alimentation Souverse Surverse

Débit massique de la pulpe (t/h) 302,2 232 70,4

Débit massique solide (t/h) 105,84 94.69 11,15

Débit massique liquide (t/h) 196,56 137.31 59,25

(%) 35 40.82 45.45

1.35 1.45 1.2


56


II.1 Etapes de dimensionnement :

Calcul de trois facteurs correctifs :

C1 : coefficient en fonction du % solide en volume à l’alimentation

C1 = (

)

(5)

C2 : coefficient en fonction de la pression d’alimentation

C2 = 3,27 x (6)

C3 : coefficient en fonction de la masse volumique du solide

C3 = (

)

(7)

Faire un bilan matière des entrées et sorties sur les solides et le liquide

Déterminer l’efficacité de séparation de l’hydrocyclone que l’on souhaite obtenir D

(requis)

Calcul du diamètre du cyclone Dc :

(

)

(9)

Calcul du nombre de cyclone :

Nombre de cyclone =

(10)

Débit maximal que peut traiter un hydrocyclone (ANNEXE C)

Trouvez la relation avec le D50c (application) de l’overflow :

Choix du facteur multiplicatif en fonctions des particules passantes (ANNEXE B)

Calcul de D50c (application) ;

(4)

Calcul de D50c (base) :

D50c (base) =

(8)


57


II.2 Application des modèles (Krebs et Plitt):

Le résultat du dimensionnement de l’hydrocyclone est résumé dans le tableau ci-dessous :

D requis (μm) 30

facteur multiplicatif 1,25

D50 d'application (μm) 37,5

pourcentage solide en volume (%) 13,13

Coefficient en fonction du % solide en volume à l'alimentation C1 1,5

coefficient en fonction de la pression d'alimentation ∆P C2 1,00

coefficient en fonction de la masse volumique du solide C3 0,80

D50 de base 31,49

diamètre cyclone Dc (cm) 38,29

diamètre cyclone (pouces) 15,07

Diamètre cyclone choisi (pouces) 15,00

débit max pour ce cyclone est: (m3/h) 81,76

nombre de cyclone 3

diamètre buse alimentation Di (cm) 7,66

diamètre vortex Do (cm) 11,49

diamètre apex Du (cm) 7,66

hauteur hydrocyclone (cm) 114,87

θ (°) 15,00 Tableau 6: Le dimensionnement de l'hydrocyclone

Calcul de la géométrie initiale de l’hydrocyclone :

Diamètre buse alimentation Di ; Di = 0,2 Dc (11)

Diamètre Vortex Do ;

Do = 0,2 Dc (12)

Diamètre Apex Du ;

Du = 0,3 Dc (13)

Hauteur e l’hydrocyclone H ;

H = 3 Dc (14)


58


III. Programmation :

III.1 Code source du bilan matière :

Function ConcentrationSolide(dp,ds)

ConcentrationSolide = 100 *(ds/dp)*((1-dp)/(1-ds))

End Function

Function debitPulpe(debitvolumique, dp)

debitPulpe = debitvolumique * dp

End Function

Function DebitSolide(debitPulpe, ConcentrationSolide)

DebitSolide = debitPulpe * ConcentrationSolide / 100

End Function

Function debitLiquide(debitPulpe, DebitSolide)

debitLiquide = debitPulpe - DebitSolide

End Function

Function pourcentageSolideEnVolume(dpa, Csa, ds)

pourcentageSolideEnVolume = dpa * Csa / ds

End Function

III.2 Code source des modèles (Krebs et Plitt) :

Function Dapp(Drequis, facteur)

Dapp = Drequis * facteur

End Function

Function Dapp(Drequis, facteur)

Dapp = Drequis * facteur

End Function

Function Coef1 (V)

Coef1 = ((53 - V) / 53) ^ (-1.43)

End Function

Function Coef2 (p)

Coef2 = 3.27 * ((p) ^ (-0.28))

End Function

Function coef3 (ds, dl)

coef3 = (1.65 / (ds - dl)) ^ (0.5)

End Function


59


Function Dbase50 (Dapp, Coef1, Coef2, coef3)

Dbase50 = Dapp / (Coef1 * Coef2 * coef3)

End Function

Function diamCyclone(Dbase50)

diamCyclone = (Dbase50 / 2.84) ^ (1 / 0.66)

End Function

Function ConvertirCmEnPouces(diamCyclone)

ConvertirCmEnPouces = diamCyclone / 2.54

End Function

Function NombrCyclone(debitAlim, debitMaxCyclone)

NombrCyclone = debitAlim / debitMaxCyclone

End Function

Function DiametreAlimUnder(diamCyclone)

DiametreAlimUnder = diamCyclone * 0.2

End Function

Function DiametreOver(diamCyclone)

DiametreOver = diamCyclone * 0.3

End Function

Function HauteurCyclone(diamCyclone)

HauteurCyclone = diamCyclone * 3

End Function

IV. Interfaces d’application :

Les figures suivantes montrent les différentes interfaces de l’application sous Microsoft

Excel :


60


Figure 29: Menu d'application

Figure 30: Interface insertion des données


61


Figure 31: Interface calcul du bilan matière

Figure 32: Interface dimensionnement de l'hydrocyclone

Conclusion :

Lors de ce chapitre, nous avons dimensionné selon la méthode de Krebs l’hydrocyclone en

tenant compte de deux objectifs principaux de séparation à savoir : effectuer la séparation à la

dimension souhaitée et traiter le volume souhaité. Pour garantir ces objectifs, nous avons

besoin d’installer trois hydrocyclones de diamètre 15 pouces.

62


Chapitre V : Mise en œuvre de l’hydrocyclone et l’étude de ces

performances

Introduction :

Ce chapitre décrit la procédure utilisée pour effectuer les travaux

expérimentaux afin de générer les données nécessaires dans le

cadre du projet. Le chapitre est divisé en 4 parties. La première

partie décrit les caractéristiques techniques du montage

expérimental. La deuxième partie présente une revue de la

littérature sur les performances de la classification. Le

déroulement des travaux effectués ainsi que les résultats obtenus

sont décrits dans la troisième partie. Lors de la dernière partie,

nous allons analyser et interpréter les résultats obtenus.

Chapitre V : Mise en œuvre de l’hydrocyclone et l’étude de ces performances

63


I. Montage expérimental :

Dans le cadre du projet, les travaux expérimentaux sont effectués sur un montage installé à

l’usine de la CMG. Le montage expérimental consiste en un hydrocyclone monté en circuit

ouvert avec une cuve, une pompe et une bâche. Les caractéristiques techniques du montage

expérimental sont identifiées à la figure 33 et décrites dans les sous-sections suivantes.

I.1 Hydrocyclone :

Un hydrocyclone DS15LB-1851 fabriqué par Krebs Cyclone est utilisé pour les travaux

expérimentaux. L’hydrocyclone est principalement assemblé de composantes en acier dont

l’intérieur est recouvert de caoutchouc afin de le protéger contre l’abrasion des particules

alimentées sous pression.la figure 34 identifie les différentes composantes de l’hydrocyclone

du montage expérimental. L’hydrocyclone utilisé à un diamètre de 15 pouces.

Figure 33: Schéma du montage expérimental

PS 6/4

OB

bache

cuve

Rejet Zn

points

d'échantillonnages


64


Figure 34: Design de l'hydrocyclone du montage expérimental (Krebs Engineer)

I.2 Cuve

La cuve contient la charge de pulpe qui alimente la pompe pour l'hydrocyclone. Elle a une

capacité de 125 L, permettant ainsi de manipuler la pulpe sans crainte de déversements; par

exemple lors, d'un ajout d'eau en vue de diminuer le pourcentage solide pendant que le

système est en opération.

I.3 Pompe

Une pompe (PS 6 ) avec un moteur à vitesse variable est utilisée pour alimenter

l'hydrocyclone. La vitesse de la pompe est réglée en variant la fréquence d'opération du

moteur ce qui permet d'ajuster le débit d'alimentation. La fréquence d'opération du moteur est

acquise en temps réel.


65


II. Analyse critique des performances de l’hydrocyclone :

Plusieurs modèles prédisent les paramètres de performance d’un hydrocyclone. Le modèle

de référence retenu dans le cadre de ce projet est celui proposé par Plitt.

Plitt et son équipe ont développé des formules empiriques basées sur des régressions

multiples ; ces formules prennent en compte les différents paramètres de performance de

l’hydrocyclone et toutes les variables caractérisant la géométrie de ce dernier ainsi que les

différents paramètres opératoires.

II.1 Paramètres du modèle :

II.1.1 Courbe de partage :

Les courbes de partages permettent de caractériser la classification. Elles s’obtiennent

pourtant :

en abscisse: la dimension moyenne des grains d'une tranche granulométrique (d- ,d+ )

sur échelle logarithmique.

en ordonnée: la proportion en poids de la même tranche (d- , d+ ) de l'alimentation

qui passe dans la souverse.

On peut également interpréter l’ordonnée de la courbe de partage comme étant la probabilité

qu’a un grain de l’alimentation, de dimension d de se trouver dans la souverse.

=

(15)

Lors de la classification, les particules très fines entraînées par l'eau se retrouvent à la

souverse alors qu'elles devraient être à la surverse. Puisqu'on suppose que ces fines n'ont pas

été soumises à la classification, le partage des particules (équation 15) est corrigé pour tenir

compte du soutirage ( ), c'est-à-dire de la proportion des particules de l'alimentation qui ne

subit pas la classification, mais l'entrainement.

(16)


66


Figure 35: Courbe de partage et paramètres caractéristiques

Cette équation mathématique modélise la courbe de partage à partir de trois paramètres

ajustables qui sont :

- la dimension corrigée de coupure :

- le soutirage d’eau à la souverse :

II.1.2 Dimension de coupure :

Le point de réglage d'un hydrocyclone est défini par sa dimension de coupure (d50c) qui

correspond à la dimension des particules ayant la même chance de se retrouver dans la

surverse ou la souverse. Pour une classification idéale, toute particule ayant une dimension

inférieure au d50c se retrouve à la surverse alors que toute particule ayant une dimension

supérieure se retrouve à la souverse. Le comportement des particules ayant un d50c donné est

régis par un mécanisme d'atteinte d'une orbite de vitesse nulle résultant entre l'équilibre des

forces opposées (voir section II.4.2.2.2 et Figure 11). Sur une courbe de partage, le d50c

représente la dimension obtenue par la projection du partage correspondant à 50 %.

Plitt prédit la dimension de coupure à partir des paramètres de conception et de quelques

caractéristiques de la pulpe minérale alimentée. L'expression mathématique est donnée par

l'équation suivante :

=

(17)


67


II.1.3 Partage de l’eau à la souverse :

Le partage de l'eau est la proportion du débit d'eau alimenté qui se retrouve à la souverse.

Lors de la classification, les particules très fines sont entraînées avec l'eau qui va à la

souverse. Ce phénomène est désigné comme un court-circuitage des particules fines

entraînées par l'eau. Puisque la proportion d'eau à la souverse est liée à la proportion de

particules fines court-circuitée, Plitt propose les équations suivantes pour calculer le

coefficient de partage d'eau à la souverse.

La distribution de pulpe est exprimée par l'expression suivante :

S =

(18)

Le partage de pulpe est donné par le rapport :

=

(19)

Les équations (18) et (19) et sont liées par la relation :

=

(20)

Puisque le partage massique du solide est exprimé selon :

=

(21)

Ainsi, la relation suivante donne l'expression du partage de l'eau, soit l'estimé du soutirage:

=

=

(22)

Où Cs = pourcentage de solides dans la pulpe

En pratique, une courbe de partage ne converge pas vers zéro dans la région des fines

particules. Donc, le point sur la courbe de partage correspondant à la dimension nulle

représente la fraction de particules fines entraînées par l'eau accompagnant les grossières,


68


c'est-à-dire le soutirage. Le modèle proposé par Plitt estime plutôt la distribution volumique

de pulpe (S) entre la souverse et la surverse selon :

S =

(

)

(23)

Avec : masse volumique de la pulpe en kg/m3.

II.1.4 Acuité de séparation :

L'acuité de la séparation est donnée par la pente de la courbe de partage. Elle informe sur la

qualité de la classification. Plus la valeur de la pente est élevée, plus la courbe de partage tend

vers une courbe de partage idéale (voir Figure 35), donc meilleure sera la classification. Le

modèle proposé par Plitt pour prédire l'acuité de séparation est:

(

)

(24)

II.1.5 La pression d’opération :

Le modèle de Plitt prédit la pression d'opération en fonction du débit et des paramètres de

conception d'un hydrocyclone en utilisant :

(25)

Avec : masse volumique de la pulpe en g/cm3.

II.1.6 Ecart probable :

C’est l’écart entre la courbe de partage réelle et la courbe idéale. Elle traduit la netteté de la

séparation que nous appelons abusivement la pente de la courbe de partage. Plus l’écart est

minime, meilleure sera la séparation.

(26)

Nous retrouvons bien les conditions aux limites si = , = 0 et la courbe de

partage est alors une droite verticale qui représente la classification parfaite.


69


II.1.7 Imperfection de coupure :

Elle traduit la qualité de la séparation. L’imperfection est bonne si sa valeur est de 0.25 à

0.35.

(27)

II.2 Code source du modèle de Plitt:

Function y (Ui, Arec)

y = 100 * Ui / Arec

End Function

Function d50c(Dc, pourcentageSolideEnVolume, Qv, dp, dl)

A = Exp(0.063 * pourcentageSolideEnVolume)

dsr = 0.3 * Dc

de = 0.2 * Dc

dsu = 0.2 * Dc

h = 3 * Dc

B = 14.2 * (Dc ^ (0.46)) * (dsr ^ (1.21)) * (de ^ (0.6)) * A

C = (dsu ^ (0.71)) * (h ^ (0.38)) * (Qv ^ (0.45)) * (dp - dl)

d50c = B / C

End Function

Function m (Dc, Qv, h, Rv)

m = 2.96 * (Exp (-1.58 * Rv)) * (((Dc ^ 2) * h / Qv) ^ (0.15))

End Function

Function pression (Qv, Dc, di, du, dov, h, v)

A = Exp(0.0054 * v)

b = 131 * (10 ^ 3) * (Qv ^ (1.78)) * A

c = (Dc ^ (0.37)) * ((di ^ (0.94)) * (h ^ (0.28)) * ((du ^ 2) + (dov ^ 2)) ^ (0.87))

pression = b / c

End Function

Function Rf(Rv, Rs, Csp)

Rf = ((Rv - Rs * Csp) / (1 - Csp))

End Function

Function s(dp, h, v, Dc, p)

x = 1.23 * ((dp * 1000) ^ (0.24)) * (h ^ (0.54)) * ((0.3 * Dc) ^ 2 + (0.2 * Dc) ^ 2) ^ (0.36) *

Exp (0.0054 * v)

s = x / ((Dc ^ (1.11)) * p ^ (0.24))

End Function


70


Function Rv(s)

Rv = s / (1 + s)

End Function

Function Rs(s, du, da, Csu, Csa)

Rs = s * (du / da) * (Csu / Csa)

End Function

Function Yc(Y, Rf)

Yc = 100 * (Y - Rf) / (100 - Rf)

End Function

III. Etude des performances de la classification :

L’étude expérimentale visant à caractériser les performances de la classification de

l’hydrocyclone a fait l’objet de plusieurs essais dont les caractéristiques sont décrites dans le

tableau 7 ci-dessous. Ces essais consistent à prélever plusieurs échantillons représentatifs afin

d’étudier les performances de la classification.

Flux Densité de la pulpe (g/cm3)

Pourcentage en solide (%)

Durée de fonctionnement

Essai 1

Alimentation 1.36 36.65

1 h Surverse 1.33 34.35

Souverse 1.5 46.15

Essai 2


7 h Surverse 1.28 34.35

Souverse 1.8 61.53

Essai 3


24 h Surverse 1.25 27.69

Souverse 1.5 46.15 Tableau 7: caractéristiques des flux lors des essais

Lors de ces essais, nous avons fait face à plusieurs contraintes et chaque fois nous avons

essayé de les surmonter :

Essai 1 : la durée de fonctionnement était insuffisante, car le fonctionnement de

l’hydrocyclone ne se stabilise qu’après 3h de fonctionnement. En plus, on n’arrivait

pas à voir la forme de la décharge en parapluie ou en boudin, car la décharge en

parapluie est la signature d'un bon fonctionnement de l'hydrocyclone.


71


Essai 2 : nous avons pu respecter le temps de stabilisation du circuit, mais on n’arrivait

toujours pas à voir la forme de la décharge de la souverse et aussi avec une densité de

1.8 à la souverse nous avons rencontré un débouchage du circuit de flottation.

Essai 3 : temps de fonctionnement était respecté et le problème de la forme de la

décharge a été pallié (en ajoutant un support à l’hydrocyclone et en changeant le

diamètre de la conduite de sortie). Cependant, le circuit zinc était instable ce qui a eu

des répercussions sur le circuit pyrrhotite.

Une analyse granulométrique nécessite un nombre important d’échantillons dans les

différents points de fonctionnement de la chaine de classification. Cependant, nous avons fait

face à plusieurs contraintes, comme la difficulté d’accéder à certains points d’échantillonnage

et de prendre les échantillons représentatifs.

III.1 Résultats :

Les résultats des analyses granulométriques, ainsi que les courbes de partages

granulométriques sont regroupés dans l’annexe.

Sur la figure ci-dessous on représente la courbe de partage du premier essai.

Figure 36: courbes de partages du premier essai

y = -0,0039x2 + 1,1616x + 16,063 R² = 0,9796

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

1,00 10,00 100,00 1000,00

Courbes de partages

Normale Y

Reduite Yc

courbe idéale


72


À partir des courbes de partages réelles et réduites, les données que nous pouvons tirer

sont résumées dans le tableau suivant :

Courbe réelle Courbe réduite

I

I

Essai 1 32.48 65 7.05 28.975 0.89 33.18 65.82 7.83 28.995 0.87

Essai 2 99.69 130.46 62.27 34.095 0.34 101.4 131.71 65.28 33.215 0.32

Essai 3 43.92 93.94 1.69 46.125 1.05 45.51 94.52 3.83 45.345 0.99

Moyenne 58.7 96.47 23.67 36.4 0.76 60.03 97.35 25.65 35.85 0.73 Tableau 8: les performances du cyclone

- Le pourcentage des fines et des grossiers dans les différents flux du circuit est :

% > à 80 % < à 40

Alimentation Surverse Souverse Alimentation Surverse Souverse

Essai 1 14,09 2,15 48,43 66.13 85.37 31.09

Essai 2 17,56 3,42 42,5 73.84 80.05 29.43

Essai 3 16,89 5,07 26,95 63.25 83.06 47.01

Moyenne 16,17 3,55 39,29 67.74 82.83 35.84 Tableau 9: fractions des fines et des grossiers dans l'alimentation, la surverse et la souverse

Figure 37: distribution des fines et des grossiers dans l’alimentation, la surverse et la souverse

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

80,00

90,00

>40 <40

A

OF

UF


73


- Les analyses granulométriques au niveau du circuit donnent les résultats suivants :

Tableau 10: dimension en maille correspond à 80 % du passant

- Pression d’opération :

Paramètres de l’hydrocyclone D15 (d’après le catalogue) sont :

o =381 mm

o 150 mm

o = 1219 mm

o = 102 mm

o = 191 mm

Donc = 53.50 KPa

- Qualité du concentré :

Fe (%) S(%) SiO2(%)

Essai 1 48,0 30,9 5,3

Essai 2 50,0 31,0 2,9

Essai 3 49,0 28,8 6,3

moyenne 49,0 30,2 4,9 Tableau 11: analyse chimique du concentré pyrrhotite

- Rapport de réduction de la silice :

Sans utilisation de l’hydrocyclone (SH)

On peut alimenter : (OK16)1 + (OK8)1 + (OK16)2 + (OK8)2 ; avec un débit de 300 / h

% SiO2 = 21.13 %

Avec utilisation de l’hydrocyclone (AH)

On peut alimenter : (OK16)1 + (OK8)1; avec un débit de 180 / h

D80

Alimentation Surverse Souverse concentré

Sans utilisation du broyeur HC

Essai 1 68.06 +100 36.42

Essai 2 68.65 120.38 46.57 81.35

Avec utilisation du broyeur HC

Essai 3 55.23 92.7 37.62 62.14


74


% SiO2 = 13.82 %

= 43.60 %

Avec l’hydrocyclone nous avons pu éliminer 56.4% de la SiO2.

IV. Analyses et interprétations :

D’après les résultats ci-dessus, nous remarquons que :

La coupure de l’hydrocyclone (58.7 ) est supérieure voire même éloignée de la

coupure désirée qui doit être de l’ordre de 30 .

L’imperfection obtenue 0.76 est loin des valeurs acceptables industriellement (0.25 à

0.35).

Le pourcentage des fines dans la souverse (35.85 %) est élevé.

Le pourcentage des grossiers dans la surverse (3.55 %).

Nous avons comme moyenne une pression de 53,5 KPa, ce qui est conforme avec les

normes recommandées d’avoir une pression entre 40 KPa à 70 KPa.

A l’issu de cette étude du cyclone D15 on peut tirer les observations suivantes :

La classification réalisée actuellement au niveau de l’hydrocyclone ne se fait pas selon

les conditions désirées. Cela est justifié principalement par les paramètres opératoires

de fonctionnement.

Grâce à l’hydrocyclone on a pu éliminer 56.4 % de la silice tout en gardant la même

qualité du produit fini.

En utilisant l’hydrocyclone, la granulométrie du concentré a augmenté D80 =62,14

alors qu’avant, elle était D80 = 40 .

Conclusion :

Pour évaluer les performances de l’hydrocyclone D 15, trois essais ont été effectués. En se

basant sur les résultats de la granulométrie et l’élimination des éléments pénalisants, nous

sommes proches de l’objectif .Cependant, d’autres résultats n’étaient pas concluants, il faut

refaire d’autres essais avant de conclure.


75


On peut agir sur différents paramètres pour contrôler le fonctionnement de

l’hydrocyclone :

- Une augmentation du diamètre de l’apex apporte :

– une augmentation de la capacité de traitement ;

– une diminution de la maille de coupure.

- Une augmentation de la hauteur libre du cyclone apporte :

– une augmentation de la capacité de traitement ;

– une diminution de la maille de coupure ;

– une amélioration de la qualité de la classification.

- Une augmentation du débit diminue la dimension de coupure.

Et ainsi voir la répercussion de chaque paramètre sur les performances de l’hydrocyclone.

Il faut aussi tenir compte des recommandations suivantes :

- Il faut que les opérateurs contrôlent fréquemment la densité de l’underflow.

- Il faut installer des points de prise des échantillons accessible.

- Il faut installer un manomètre pour contrôler la pression à l’entrée de

l’hydrocyclone.

- Il faut éviter les décharges en boudin.

- Il faut contrôler l’usure des buses.

76


Chapitre VI : Etude de la rentabilité du projet

Introduction :

Avant de se lancer dans un projet d’investissement, il faut

juger et évaluer sa rentabilité. Pour ce faire et afin de faire un

choix judicieux et prendre des décisions pertinentes adaptées aux

objectifs stratégiques de l’entreprise, nous allons calculer dans cet

axe le budget nécessaire à la réalisation du projet et son impact

sur le chiffre d’affaires de la société.


77


I. Budget d’investissement :

Le budget d’investissement est l’affectation des ressources au projet dans l’espoir d’en

retirer des bénéfices futurs. Il consiste à confronter le capital investi (les dépenses que doit

supporter l’entreprise pour la mise en œuvre du projet) avec le total des ressources prévues

pour le financier. À cet effet, nous allons présenter dans ce qui suit, une étude économique du

budget dont nous aurons besoin pour réaliser ce projet.

Soient les données suivantes :

Dépenses engagées :

- Prix d’achat : 200000 DH

- Frais d’installation : 20000 DH

- Frais de formation du personnel : 7000 DH

- Augmentation du BFRE en première

année : 1000000 DH

Prévisions

- Durée d’exploitation : 5 ans

- Mode d’amortissement : linéaire

- Chiffre d’affaire annuel : 2000000 DH

- Charges variables : 300000 DH

- Charges fixes : 250000 DH

- Impôts sur les sociétés : 30 % des revenus.

- Valeur résiduelle : 54000 DH

Le montant du capital investi comprend les charges engagées pour entamer le projet

d'investissement:

- le prix d'achat hors taxes des équipements

- les frais d'installation

- les charges de formation du personnel qui s'occuperont de l'équipement

- l'augmentation du BFR sachant que cette augmentation est récupérée en fin de période

et ce montant de la variation du BFR ne doit pas être amortie.

Capital investi = 1227000 DH

II. Détermination des cash-flows :

Le cash flow représente l'ensemble des flux de liquidités générés par les activités d'une

société. Pour les analystes et les créanciers, il constitue un bon moyen d'appréhender la

solvabilité et la pérennité d'une entreprise. C'est également un indicateur permettant de


78


connaître l'aptitude de l'entreprise à financer ses investissements à partir de son exploitation

ou encore sa capacité à distribuer des dividendes à ses actionnaires.

Cash-flows = (Recettes imputables au projet) - (Dépenses imputables au projet) (28)

Les résultats sont représentés en DH dans le tableau suivant :

Tableau 12: Résultats de l'étude économique

III. Détermination de la valeur actuelle nette (VAN) :

Pour justifier la rentabilité du projet, il faut calculer la VAN. La VAN est la différence

entre les cash-flows actualisés sur la durée de vie du projet et les capitaux investis :

∑

(29)

Lorsque les flux attendus sur la période considérée sont constants, nous avons alors :

(30)

Années 1 2 3 4 5

Chiffres d'affaires 2000000 2000000 2000000 2000000 2000000

Charges variables 300000 300000 300000 300000 300000

Charges fixes hors amortissement

250000 250000 250000 250000 250000

amortissement 32428,57143 32428,5714 32428,5714 32428,5714 32428,5714

Résultats avant impôts 1417571,429 1417571,43 1417571,43 1417571,43 1417571,43

impôts sur les sociétés 425271,4286 425271,429 425271,429 425271,429 425271,429

Résultat net 992300 992300 992300 992300 992300

Capacité d'autofinancement 1024728,571 1024728,57 1024728,57 1024728,57 1024728,57

valeur résiduelle 0 0 0 0 54000

Récupération du BFR 0 0 0 0 1000000

Flux nets de trésorerie 1024728,571 1024728,57 1024728,57 1024728,57 2078728,57

Cash-flows actuel 931571,4286 846883,117 769893,743 699903,402 1290726,89

Cash-flows cumulées 931571,4286 1778454,55 2548348,29 3248251,69 4538978,59


79


Nous optons pour un taux de 10 % = prime de risque.

VAN = 3311978.59 DH

Puisque la valeur de la VAN est supérieure à 0, l’investissement est rentable.

IV. Détermination du délai de récupération :

C’est le temps au bout duquel le montant cumulé des cash-flows actualisés est égal au

montant du capital investi.

DR = 1.34 ans = 1 an 4 mois

Donc le retour sur investissement sera réalisé en 1 an et 4 mois.

V. Détermination de l’indice de profitabilité :

L'indice de profitabilité est le rapport entre le cumul actualisé des flux de trésorerie (cash

flows) et le capital investi .Ce critère renseigne sur la rentabilité d'un investissement.

Contrairement à la Valeur actuelle nette (VAN) l'indice de profitabilité (IP) met en rapport la

valeur créée avec le montant de l'investissement.

∑

(31)

IP = 2.7

L’ d d à d j

VI. Détermination du taux interne de rentabilité :

Le TIR est le taux t pour lequel il y a équivalence entre le capital investi et les cash-flows

générés par ce projet. Soit :

∑

(32)

Les cash-flows sont une fonction décroissante du taux d’actualisation. Pour diminuer ces

cash-flows et atteindre le capital investi, on suppose par itération que le taux d’actualisation =

0.83

http://fr.wikipedia.org/wiki/Flux_de_tr%C3%A9sorerie

http://fr.wikipedia.org/wiki/Investissement

http://fr.wikipedia.org/wiki/Valeur_actuelle_nette


80


Années 1 2 3 4 5


Cash-flows actuels 559960,968 305989,6 167207,432 91370,1813 101284,348

Cash-flows cumulées 559960,968 865950,568 1033158 1124528,18 1225812,53 Tableau 13: Résultats de l'étude économique avec un taux d’actualisation de 0.83

On trouve que les cash-flows cumulés actualisés s’approchent de 1227000 DH.

Prenons t = 0.82

Années 1 2 3 4 5


Cash-flows actuels 563037,677 309361,361 169978,77 93394,9284 104097,6308

Cash-flows cumulées 563037,677 872399,037 1042377,81 1135772,74 1239870,366 Tableau 14: Résultats de l'étude économique avec un taux d’actualisation de 0.82

Donc, le TIR est entre 0.82 et 0.83 soit 0.829.

Nous avons le TIR supérieur au taux de rentabilité minimum exigé par l’entreprise, donc

ce projet est rentable.

Conclusion

Ce chapitre ferme ce rapport par une étude de rentabilité du projet à travers laquelle on a

pu justifier l’intérêt d’opter pour une solution de l’hydrocyclone. Ceci a été établi à travers

une description des différents coûts à prendre en compte répartis entre les coûts de

l’investissement, et les charges d’exploitation. Nous avons ensuite déterminé le temps de

retour sur investissement et qui est d’un an et 4 mois, la valeur actuelle nette du projet,

l’indice de profitabilité et le taux interne de rentabilité.

81

Rapport PFE réalisé par : HMOUDOU Rahma

Conclusion générale

La flottation est un procédé sensible à la composition de surface et à la dimension des

particules. L’influence de la dimension des particules est un sujet de recherche active depuis

le début des années 70. Il existe un ensemble de procédés qui permettent de séparer les

particules solides d’une pulpe en un milieu liquide en deux ou plusieurs fractions de

granularités différentes par la seule action d’un champ ‘accélération (gravitationnel ou

centrifuge). Par contre, ces techniques permettent difficilement un traitement efficace des

particules fines ; à savoir les particules présentant un diamètre inférieur à 40 . Dans

plusieurs cas, cette fraction granulométrique contient une charge maximale en contaminant.

L’objectif du projet est d’évaluer l’impact de la granulométrie sur la concentration de la

pyrrhotite. Dans ce cadre, nous avons tenté de dimensionner et d’installer un hydrocyclone à

l’usine amont acide.

La revue de la littérature effectuée au chapitre I a fourni la documentation pour

comprendre le principe d’opération d’un hydrocyclone.

Une analyse de l’existant explicité au chapitre II a présenté les caractéristiques et les

propriétés de l’alimentation et du concentré et a fourni un diagnostic qui nous a aidé à

connaitre l’état actuel de la production.

Après avoir imbriqué quelques outils d’analyse aux problèmes de finesse et des impuretés,

lors du chapitre III, nous avons pu prendre connaissance des aspects les plus importants à

considérer le long des chapitres à venir. Nous avons pu également cerner et définir l’objectif

qui justifie l’intérêt de conduire ce projet et qui est d’étudier l’impact de la granulométrie sur

la concentration de la pyrrhotite, une étude qui devra aboutir à une recommandation d’une

solution efficace.

La solution choisie est l’hydrocyclone. Dans le chapitre IV, nous avons dimensionné

selon la méthode de Krebs l’hydrocyclone en tenant compte de deux objectifs principaux de

séparation à savoir : effectuer la séparation à la dimension souhaitée et traiter le volume

82


souhaité. Pour garantir ces objectifs, nous avons besoin d’installer trois hydrocyclones de

diamètre 15 pouces.

La méthodologie expérimentale traitée au chapitre V a permis d’évaluer les performances

de l’hydrocyclone D15. Pour ce faire, trois essais ont été effectués. En se basant sur les

résultats de la granulométrie et l’élimination des éléments pénalisants, nous sommes proches

de l’objectif .Cependant, d’autres résultats n’étaient pas concluants, il faut refaire d’autres

essais avant de conclure.

Le dernier chapitre clôt ce rapport par une étude de rentabilité du projet à travers laquelle

on a pu justifier l’intérêt d’opter pour une solution de l’hydrocyclone. Ceci a été établi à

travers une description des différents coûts à prendre en compte répartis entre les coûts de

l’investissement, et les charges d’exploitation. Nous avons ensuite déterminé le temps de

retour sur investissement et qui est d’un an et 4 mois, la valeur actuelle nette du projet,

l’indice de profitabilité et le taux interne de rentabilité.

83


Bibliographie & Webographie

1. PROUX, Mélanie. AMELIORATION DU RENDEMENT DES PARTICULES GROSSIERES PAR LA

STRATEGIE D'ADDITION DES REACTIFS DANS UN BANC DE FLOTTATION. Canada : s.n., 2000. Thèse.

2. JDID, Pierre BLAZY. El-Aid. FLOTTATION - MECANISMES ET REACTIFS. 10 Juin 2000.

3. HOUOT, Robert et JOUSSEMET, Robert. CLASSIFICATION HYDRAULIQUE EN DIMENSIONS.

TECHNIQUES DE L'INGENIEUR. TECHNIQUES DE L'INGENIEUR, 1996, pp. 7-8.

4. GARDES, Nathalie. CHAPITRE 2- LA DECISION D'INVESTISSEMENT. 2006. pp. 4-11.

5. Davailles, Aurélien. EFFET DE LA CONCENTRATION EN SOLIDE SUR LES PERFORMANCES DE

SEPARATION D'UN HYDROCYCLONE. Toulouse : s.n., 2011. THESE.

6. BLAZY, Pierre et JDID, El-Aid. FLOTTATION- ASPECT PRATIQUE. 10 Septembre 2000.

7. BLAZY, Pierre et JOUSSEMET, Robert. CLASSIFICATION HYDRAULIQUE EN DIMENSIONS-

CLASSIFICATION PAR CENTRIFUGATION. 12 Janvier 2015.

8. BLANCO, César Alberto Sosa. OPTIMISATION ECONOMIQUE D'UNE UNITE INDUSTRIELLE DE

BROYAGE ET FLOTTATION PAR LE REGLAGE DU CIRCUIT DE BROYAGE. Quebec : s.n., 1999.

9. A.ARTERBURN, Richard. THE SIZING AND SELECTION OF HYDROCYCLONES. 1976.

10. Le diagramme d'Ishikawa ou méthode des 5M. Logistique Conseil. [En ligne] [Citation : 21 Mars

2015.] http://www.logistiqueconseil.org/Fiches/Logistique/5M-Ishikawa.pdf.

11. La Méthode des QQOQCP. Méthodes et outils de gestion. [En ligne] [Citation : 1 Mai 2015.]

http://www.ouati.com/qqoqcp.html.

12. Ingénieur Process. [En ligne] 14 Mars 2015. http://ingenieurprocess.kazeo.com/hydro-

cyclone/hydro-cyclone,r1840906.html.

13. EXCEL-PRATIQUE. [En ligne] 06 Avril 2015. http://www.excel-pratique.com/fr/index.php.

14. MOHAMED MAI MANGA. CARACTERISATION DE L'OPERATION D'UN HYDROCYCLONE EN

PRESENCE D'ANOMALIES DE FONCTIONNEMENT. QUEBEC : s.n., 2011. pp. 5-18, THESE.

15. J. J. Cilliers, «Hydrocyclone for particle size separation», Encyclopedia of Separation

Science, 2000, p. 1819-1825

16. O. M. Castro, J. P. Hernandez, P. Hlavane, «Application of a new generation of hydrocyclones at La Coipa: Placer Dome Gold Plant in Chile», Minerals Engineering International, 1st International Symposium on Hydrocyclones, South Africa, 2003

1


ANNEXES

ANNEXE A : Le flowsheet de l’usine de traitement de la CMG.

ANNEXE B : Facteur multiplicatif en fonction des particules passantes.

ANNEXE C : La densité solide

ANNEXE D : Variation du débit de pulpe alimentée et perte de charge en fonction du

diamètre d'un hydrocyclone.

ANNEXE E : courbes de partages des essais

ANNEXE F : Démonstration de la concentration solide & du pourcentage solide en volume

ANNEXES

2


ANNEXE A : Schéma synoptique de l’usine de traitement de la CMG

ANNEXES

3


ANNEXE B : Facteur multiplicatif en fonction des particules passantes

pourcentage de particules passantes coté surverse (%) facteur multiplicatif

98,8 0,54

95 0,73

90 0,91

80 1,25

70 1,67

60 2,08

50 2,78

ANNEXE C : La densité solide

essai 1 4

essai2 3,8

essai 3 2,95

moyenne 3,6

ANNEXES

4


ANNEXE D : Variation du débit de pulpe alimentée et perte de charge

en fonction du diamètre d'un hydrocyclone

ANNEXES

5


ANNEXE E : courbes de partages des essais

y = 0,002x2 + 0,3521x - 4,9824 R² = 0,883

y = 0,002x2 + 0,3586x - 6,9331 R² = 0,883

-20,00

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

1,00 10,00 100,00 1000,00

Essai 2

Normale Y

Reduite Yc

courbe idéale

Poly. (Normale Y)

Poly. (Reduite Yc)

y = -0,001x2 + 0,6376x + 23,925 R² = 0,9639

y = -0,001x2 + 0,6458x + 22,95 R² = 0,9639

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

1,00 10,00 100,00 1000,00

Essai 3

Normale Y

Reduite Yc

courbe idéale

Poly. (Normale Y)

Poly. (Reduite Yc)

ANNEXES

6


ANNEXE F : Démonstration de la concentration solide & du

pourcentage solide en volume

Nous avons Cs = Ps/Pp et D = Pe/Ps avec Ps : poids solide

Pe : poids eau

Pp : poids pulpe

1/Cs = Pp/Ps = (Ps + Pe)/Ps

= 1+ Pe/Ps

= 1+ D

Cs = Ps/Pp = (Ps/Vp) / (Pp/Vp)

= (Ps/ Vp)/ dp c'est-à-dire Cs. dp = Ps/Vp

= Ps /(Ve+Vs)

= Ps / (Pe+Vs) du fait que la densité de l’eau = 1

= 1 / (Pe/Ps + Vs/Ps)

= 1/ (D + 1/s)

= s /(s.D +1)

Cs.dp (s.D + 1) = s

Cs.dp.s.D + Cs.dp = s sachant que D = (1 – Cs) / Cs on aura:

dp.s (1-Cs) + Cs.dp = s

dp.s –dp.s.Cs +Cs.dp = s

Cs.dp(1-s) = s(1-dp)

Cs =

=

Nous avons % V =

et puisque Vp =

% V = Vs

% V = Vs

=

Cs

=

%V =

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ÉTUDE DE L’IMPACT DE LA GRANULOMETRIE SUR LES PERFORMANCES DU CONCENTRÉ PYRRHOTITE