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Impact de la flottation éclair sur l’empreinte énergétique d’un circuit de broyage – Cas de la mine Nyrstar - Langlois
Mémoire
Hafedh Tbaybi
Maîtrise en génie des mines Maître ès science (M.Sc.)
Québec, Canada
© Hafedh Tbaybi, 2015
iii
Résumé
La bonne gestion de l’énergie, qui est une ressource rare et coûteuse, demeure un défi pour
les industries. En effet, c’est l’un des paramètres les plus importants pour l’étude d’un
projet. La problématique de cette mémoire est le surbroyage des particules grossières
libérées, ce qui entraîne un coût énergétique inutile. La solution proposée consiste à avoir
recours à une technologie appelée la flottation éclair. Celle-ci vise la récupération rapide
du maximum de minéraux de valeur dans la charge circulante du circuit de broyage et
diminuer ainsi la quantité à rebroyer, engendrant une réduction d’énergie. Le potentiel de
cette technologie est étudié à partir du cas de l’usine Nyrstar-Langlois. L’objectif consiste à
analyser l’impact de la flottation éclair sur l’empreinte énergétique d’un circuit de broyage.
Le travail est structuré en trois phases :
(1) caractériser la sousverse des hydrocyclones par des analyses minéralogiques et
chimiques,
(2) effectuer des essais de flottation en cellules mécaniques de laboratoire et
(3) analyser l’impact de la flottation de la sousverse des hydrocyclones dans le circuit de
broyage à la fois sur l’empreinte énergétique et sur le rendement économique de l’usine.
Suite aux travaux de cette maîtrise, on a pu établir que la flottation éclair pourrait permettre
de récupérer l’argent dans la charge circulante à la mine Langlois avec un rendement
massique inférieur à 5 %. Le concentré produit pourrait être envoyé au concentré final.
Pour être intéressant du point de vue énergétique, la flottation éclair doit cependant
récupérer plus que 20 % de la masse. Dans le cas de la mine Langlois, on ne peut donc
s’appuyer que sur le bénéfice métallurgique pour évaluer la faisabilité économique.
v
Table des matières Résumé ............................................................................................................................. iii Table des matières .............................................................................................................. v
Liste des tableaux .............................................................................................................. ix
Liste des figures ................................................................................................................ xi Notation .......................................................................................................................... xiii Avant-propos ................................................................................................................. xvii Glossaire .......................................................................................................................... xix
Chapitre 1 Introduction ........................................................................................................... 1
1.1. Problématique et objectif .......................................................................................... 2
1.2. Les phases du projet ................................................................................................. 3
1.3. Revue bibliographique .............................................................................................. 3
1.3.1. La flottation ......................................................................................................... 3
1.3.2. Réactifs de flottation ........................................................................................... 4
a) Les collecteurs .............................................................................................. 4
b) Le moussant .................................................................................................. 4
c) Les déprimants .............................................................................................. 5
d) Les activants ................................................................................................. 5
1.3.3. Flottation des sulfures ......................................................................................... 5
1.3.4. Équipements et machines de flottation ............................................................... 6
a) Mode de fonctionnement .............................................................................. 6
b) Classification des appareils de flottation ...................................................... 7
1.3.5. La flottation éclair ............................................................................................... 7
1.3.6. La cellule de flottation éclair .............................................................................. 8
1.3.7. Facteurs affectant la flottation éclair ................................................................. 10
a) Taille des particules .................................................................................... 10
b) Rôle de l’environnement chimique ............................................................ 10
c) Ajout d’air .................................................................................................. 10
d) Concentration en solide .............................................................................. 11
1.4. Structure du mémoire ............................................................................................. 11
Chapitre 2 Mise en contexte ................................................................................................. 12
2.1. Description du concentrateur .................................................................................. 12
2.1.1 Circuit de broyage ............................................................................................. 13
vi
2.1.2 Circuit de flottation ........................................................................................... 14
2.1.3 Circuit d’asséchement ....................................................................................... 15
2.2. L’énergie dans les mines ........................................................................................ 16
2.2.1 Importance de l’énergie dans l’industrie minière ............................................. 16
2.2.2 Quantification de l’énergie requise pour les opérations de broyage ................. 17
2.2.3 Opportunité d’économie de l’énergie dans l’industrie minière ........................ 18
2.3. Impact énergétique de la flottation éclair ............................................................... 19
2.4. Réduction de la charge de boulets .......................................................................... 19
2.5. Conclusion .............................................................................................................. 20
Chapitre 3 Matériel et Méthodes ........................................................................................... 21
3.1. Introduction ............................................................................................................ 21
3.2. Matériel et réactifs .................................................................................................. 21
3.2.1. Minerai .............................................................................................................. 21
3.2.2. Réactifs chimiques ............................................................................................ 21
3.3. Préparation de l’échantillon .................................................................................... 21
3.3.1. Échantillonnage et quartage .............................................................................. 22
3.4. Caractérisation ........................................................................................................ 25
3.4.1. Analyse chimique .............................................................................................. 25
3.4.2. Analyse minéralogique ..................................................................................... 25
3.5. Essais de flottation .................................................................................................. 26
3.5.1. Cellule de flottation ........................................................................................... 26
3.5.2. Calcul des réactifs ............................................................................................. 26
3.5.3. Procédure des tests de flottation ....................................................................... 27
3.6. Calculs des indices de performance, bilan et coût énergétique .............................. 28
3.6.1. Indices de performance ..................................................................................... 28
a) Rendement instantané et rendement cumulatif ........................................... 28
b) Teneur cumulée .......................................................................................... 28
3.6.2. Bilan de matière aux hydrocyclones et diamètre moyen .................................. 28
3.6.3. Calcul du coût énergétique ................................................................................ 29
3.7. Conclusion .............................................................................................................. 29
Chapitre 4 Analyse des résultats et discussion ..................................................................... 30
4.1. Introduction ............................................................................................................ 30
4.2. Résultats des analyses chimiques ........................................................................... 30
4.3. Résultats des analyses granulochimiques ............................................................... 30
vii
4.4. Courbe de partage ................................................................................................... 34
4.5. Caractérisation minéralogique ................................................................................ 35
4.5.1. Identification des phases minérales .................................................................. 35
4.5.2. Détermination quantitative des minéraux ......................................................... 35
4.5.3. Libération et associations minérales ................................................................. 38
4.5.4. Corrélation entre la chalcopyrite et l’argentite ................................................. 40
4.6. Résultats escomptés ................................................................................................ 41
4.6.1. Estimation ......................................................................................................... 41
a) Cuivre ......................................................................................................... 41
b) Argent ......................................................................................................... 43
4.6.2. Conclusion ........................................................................................................ 44
Chapitre 5 Résultats et interprétations .................................................................................. 46
5.1. Introduction ............................................................................................................ 46
5.2. Essais initiaux ......................................................................................................... 46
5.2.1. Planification des expériences ............................................................................ 47
5.2.2. Analyses des résultats initiaux .......................................................................... 48
5.3. Deuxième série d’essais .......................................................................................... 49
5.3.1. Planification des expériences ............................................................................ 49
5.3.2. Analyse des résultats du deuxième série d’essais ............................................. 50
5.4. Conclusion et recommandations ............................................................................. 54
5.5. Essais finaux ........................................................................................................... 54
5.5.1. Manipulation ..................................................................................................... 54
5.5.2. Analyse des résultats des essais finaux ............................................................. 56
5.5.3. Conclusion ........................................................................................................ 57
5.6. Économie d’énergie ................................................................................................ 57
5.6.1. Introduction ....................................................................................................... 57
5.6.2. Analyse des résultats et quantification des gains associés ................................ 57
5.6.3. Variation de P80 et bénéfices ............................................................................. 60
5.6.4. Variation d’énergie en fonction de la récupération massique ........................... 61
5.6.5. Conclusion ........................................................................................................ 61
Chapitre 6 Conclusion........................................................................................................... 63
6.1. Résultats de la présente recherche .......................................................................... 63
6.2. Recommandations .................................................................................................. 64
6.3. Travaux futurs ......................................................................................................... 64
viii
Bibliographie......................................................................................................................... 65
ANNEXE A Analyses granulométriques et granulochimiques ............................................ 67
ANNEXE B Analyse minéralogique .................................................................................... 79
ANNEXE C Facteurs pour le calcul de la puissance des broyeurs à boulets et semi-autogène ......................................................................................................................... 89
ANNEXE D Associations minérales .................................................................................... 91
ix
Liste des tableaux
Tableau 1 : Classification des appareils de flottation (Bouchard, 2001) .............................. 7
Tableau 2 : Analyse chimique de minerai de la mine Langlois .......................................... 12
Tableau 3 : Paramètres d’opération des broyeurs (Fillion, 2012) ....................................... 13
Tableau 4 : Paramètres d’opération des hydrocyclones (Fillion, 2012) ............................. 13
Tableau 5 : Paramètres des cellules de flottation. ............................................................... 14
Tableau 6 : Teneur des différents éléments dans la sousverse des hydrocyclones ............. 30
Tableau 7 : Analyses granulochimiques de la sousverse des hydrocyclones ..................... 32
Tableau 8 : Paramètres de la courbe de partage des hydrocyclones ................................... 34
Tableau 9 : Minéraux valorisables et de gangue ................................................................. 35
Tableau 10 : Répartition des minéraux dans l’échantillon composite .................................. 36
Tableau 11 : Répartition des sulfures.................................................................................... 36
Tableau 12 : Libération de la chalcopyrite, de la galène et de la sphalérite ......................... 38
Tableau 13 : Associations minérales..................................................................................... 39
Tableau 14 : Analyse granulochimique du Cu de l’échantillon 20140624 ........................... 41
Tableau 15 : Quantification du cuivre flottable dans l’échantillon de sousverse du test
20140624............................................................................................................................... 42
Tableau 16 : Teneur de cuivre estimée par classe granulométrique ..................................... 42
Tableau 17 : Analyse granulochimique de l’Ag de l’échantillon 20140624 ........................ 43
Tableau 18 : Teneur en argent estimée par classe granulométrique ..................................... 44
Tableau 19 : Conditions expérimentales des essais – série 1................................................ 47
Tableau 20 : Plan d’expériences pour les essais – série 1..................................................... 47
Tableau 21 : Résultats des essais – série 1 ............................................................................ 48
Tableau 22 : Plan d’expériences pour les essais – série 2..................................................... 50
Tableau 23 : Résultats des essais – série 2 ............................................................................ 51
Tableau 24 : Protocole expérimental .................................................................................... 56
Tableau 25 : Résultats des essais – Test 1 ............................................................................ 56
Tableau 26 : Résultats des essais – Test 2 ............................................................................ 56
Tableau 27 : Analyse granulométrique du concentré du test de flottation du test 20140703
et de la surverse des hydrocyclones ...................................................................................... 58
x
Tableau 28 : Distribution granulométrique du mélange (virtuel) du concentré de flottation
éclair et de la surverse des hydrocyclones ............................................................................ 58
Tableau 29 : Gain énergétique et en boulets en fonction de P80 ........................................... 60
Tableau 30 : Diminution de l’énergie de comminution et de la charge de boulets associées à
la variation de P80.................................................................................................................. 60
Tableau 31 : Économie d’énergie en fonction de la récupération massique dans la flottation
éclair ...................................................................................................................................... 61
xi
Liste des figures Figure 1 : Récupération des particules hydrophobes par bulles d'air (Gosselin et al., 1997)
................................................................................................................................................. 4
Figure 2 : Structure chimique générale du groupe fonctionnel thiol .................................... 5
Figure 3 : Section transversale d’une cellule de flottation (Gill, 1991) ................................ 6
Figure 4 : Test de flottation (Baraaksma et al., 2010) .......................................................... 6
Figure 5 : Schéma d’une cellule de flottation éclair (Newcombe et al., 2012)..................... 8
Figure 6 : Schématisation de l’écoulement dans la cellule éclair (Duchesne, 1997) ............ 9
Figure 7 : Emplacement de la flottation éclair dans une usine (Coleman, 2010) ................. 9
Figure 8 : Circuit de broyage du concentrateur Langlois ................................................... 14
Figure 9 : Circuit de concentration du minerai de cuivre à la mine Langlois ..................... 15
Figure 10 : Contribution de la consommation d'énergie par catégorie d'équipements pour
l'industrie minière en 2007 (Govender et al., 2012) ............................................................. 16
Figure 11 : Énergie totale de broyage et le P80 pour différents projets miniers .................... 19
Figure 12 : Un couteau d’échantillonnage (Gy, 1979) ......................................................... 22
Figure 13 : Diviseur à riffle (Civilmania.com) ..................................................................... 23
Figure 14 : Diviseur rotatif (Hoskin.qc) ............................................................................... 23
Figure 15 : Procédure de quartage ........................................................................................ 24
Figure 16 : Cellule de flottation de laboratoire (modèle Denver) ......................................... 26
Figure 17 : Analyses granulométriques de la sousverse des hydrocyclones ........................ 31
Figure 18 : Courbes granulochimiques du zinc, du cuivre et d’argent ................................. 33
Figure 19 : Courbe de partage des hydrocyclones ................................................................ 34
Figure 20 : Répartition minéralogique .................................................................................. 37
Figure 21 : Distribution granulochimique de la chalcopyrite et de l’argentite ..................... 40
Figure 22 : Récupération massique en fonction de la teneur en cuivre ................................ 52
Figure 23 : Teneur d’argent en fonction de la teneur en cuivre ............................................ 53
Figure 24 : Récupération d’argent en fonction de la récupération en cuivre ........................ 53
Figure 25 : Diagramme d’écoulement des essais en laboratoire ........................................... 55
Figure 26 : Schéma explicatif du changement du P80 ........................................................... 59
xiii
Notation Indices m métal
i classe granulométrique
a alimentation
o Surverse
u sousverse
C Concentre
Variables
m
masse
R récupération
t teneur du métal
D distribution massique
x fraction massique
d diamètre moyen
débit massique du solide
c coût de l’énergie
o
u
rapport de charge circulante
Y indice de partage dans les hydrocyclones
P80 ouverture de tamis laissant passer 80 % des particules du produit
F80 ouverture de tamis laissant passer 80 % des particules de l’alimentation
E énergie spécifique
Wi indice de Bond
xv
À ma mère mon père
et mon frère Zied en guise de reconnaissance pour leurs grands sacrifices
xvii
Avant-propos Je distingue deux moyens de cultiver les sciences : l’un d’augmenter la masse des
connaissances par des découvertes, l’autre de rapprocher les découvertes et de les ordonner entre elles afin que plus d’hommes soient éclairés et que chacun participe selon
sa portée à la lumière de son siècle
Denis Diderot Je désire au terme de ce travail rendre hommage à tous ceux qui ont contribué à sa
réalisation.
Je tiens à remercier Jocelyn Bouchard, professeur à l’Université Laval, mon mentor et
mon directeur de recherche. Ses conseils éclairés m’ont toujours été utiles, sa bienveillance,
ses encouragements et son aide sur tous les plans m’ont beaucoup aidé à mener ce travail
dans des bonnes conditions.
Je remercie vivement aussi René del Villar et Claude Bazin qui ont accepté d’évaluer ce
travail.
Ma sincère gratitude et mon profond respect vont également à Yves Desrosiers, directeur
général de la mine Langlois pour avoir accepté de financer mon projet.
Ma profonde reconnaissance s’adresse également à Jean-Marc Cocher, surintendant de
l’usine, Mathieu Fillion, métallurgiste senior et Richard Gaudreau, technicien
métallurgiste à la mine Langlois, pour les précieux conseils qu’ils m’ont toujours
prodigués.
Je remercie également Vicky Dodier, technicienne au laboratoire à l’Université Laval pour
l’aide qu’elle m’a toujours apportée.
Finalement, je remercie vivement Nyrstar pour avoir financé la bourse de ma maîtrise.
xix
Glossaire Les définitions des ternes fournis ci-dessous sont inspirées du protocole rédigé par Gosselin
et al. (1997).
Minéralurgie : ensemble des procédés de traitement des minerais.
Gangue : minéral sans valeur économique.
Rejet : produit obtenu à la sortie d’un procédé minéralurgique contenant les minéraux à
rejeter.
Concentré : produit obtenu à la sortie d’un procédé minéralurgique contenant
majoritairement le ou les minéraux de valeur.
Degré de libération : fraction d’un minéral présent en tant que particules libres dans un
mélange de particules.
Propriété hydrophile : affinité d’une surface minérale pour l’eau.
Propriété hydrophobe : propriété d’une surface minérale à repousser l’eau.
Flottation : procédé minéralurgique qui exploite les propriétés des surfaces des particules
en vue d’effectuer une séparation.
Distribution granulométrique : mesure de la répartition des particules d’un mélange selon
leur dimension.
Tamisage : opération de séparation des particules selon leur taille à l’aide de tamis.
1
Chapitre 1 Introduction La décennie qui vient de s’écouler a connu une augmentation remarquable des coûts d’énergie.
Par conséquent, le développement durable des ressources minérales québécoises en milieu
nordique doit nécessairement passer par une gestion exemplaire de la consommation de
l’énergie, qui est une ressource rare et coûteuse. Les possibilités d’économie d’énergie dans les
procédés industriels résultent d’une part de la lutte contre le gaspillage et d’autre part de la
rationalisation des étapes de production. Tout moyen contribuant à l’augmentation de la
compétitivité des entreprises devrait être pris en considération, car celle-ci deviendra une
condition à leur survie. Bon nombre d’industries ont donc commencé à mettre en place des
politiques de gestion de l’énergie.
Par ailleurs, au Québec, la production de métaux de base et des minéraux industriels nécessite
presque toujours une étape de concentration préalable par flottation. L’empreinte
environnementale de la flottation est grande du point de vue énergétique. Le procédé nécessite en
effet un broyage fin du minerai au moyen d’équipements déployant des milliers de
kilowattheures en continu pour briser la roche en des fragments généralement inférieurs à 100
micromètres.
Ce chapitre introduit d’abord la problématique et fixe les objectifs et les phases du projet.
Ensuite, il expose une revue de littérature sur la flottation, son principe, son domaine
d’utilisation et les équipements, afin de comprendre ce procédé. Enfin, la dernière section
présente l’organisation du mémoire.
2
1.1. Problématique et objectif
Le concept de la flottation dans le circuit de broyage consiste à effectuer une flottation
instantanée des particules de sulfures métalliques libérées à la sousverse des hydrocyclones. Les
particules à flotter sont grossières, pouvant atteindre 212 µm. Cette technologie, appelée
communément flottation éclair, est utilisée pour flotter les minéraux contenant les métaux
précieux, en autant que ceux-ci soient libérés. Il en résulte une réduction de charge circulante au
circuit de broyage dont l’impact sur l’énergie nécessaire pour la communition n’est pas bien
compris.
L’objectif du mémoire est de caractériser le potentiel de la technologie de la flottation éclair pour
diminuer l’empreinte énergétique des circuits de broyage à partir du cas de l’usine Nyrstar-
Langlois.
Le concentré de cuivre de la mine Langlois, une mine de métaux de base, est justement riche en
métaux précieux tel que l’or et l’argent. Toutefois, la teneur en cuivre de la charge circulante du
circuit de broyage peut atteindre trois fois la teneur d’alimentation, tandis que la teneur en argent
ou en or peut être dix fois celle de l’alimentation. Par ailleurs, il y existe des particules de
chalcopyrite déjà libérées, mais qui sont tout de même recyclées à la sousverse des
hydrocyclones. Elles subissent donc un surbroyage qui entraîne un coût énergétique inutile et
produit plus de particules lourdes et fines qui sont généralement responsables des pertes en
métaux précieux à la flottation du cuivre. Le concentré de la flottation éclair pourrait alors être
ajouté au produit final pour le valoriser puisqu’il contient une quantité intéressante de métaux
précieux.
Le projet proposé étudie le potentiel de la flottation éclair pour résoudre cette problématique, qui
d’ailleurs n’est pas unique à la mine Langlois. Cette disposition permet des économies sur les
opérations de broyage et de flottation, économies qui touchent l’énergie nécessaire et la charge
de boulets utilisés lors du broyage. Les particules non flottées retournent au broyeur et la
surverse des hydrocyclones continue à alimenter le circuit de flottation classique.
3
1.2. Les phases du projet Le projet est structuré en trois phases. La première phase est une campagne d’échantillonnage et
la cueillette d’information afin d’obtenir le minerai requis pour les essais en laboratoire ainsi que
les paramètres d’opération pertinents (débits, concentration de solide, dosages de réactifs, etc.).
L’objectif est de caractériser (distributions granulométriques et granulochimiques, analyses
chimiques Cu et Ag, la dureté du minerai dans l’alimentation) les flux d’intérêt (principalement
l’alimentation de l’usine et la sousverse des hydrocyclones) et de déterminer la distribution du
cuivre et de l’argent au circuit de flottation du cuivre. Des analyses minéralogiques sur les
échantillons de sousverse sont également réalisées pour établir une première estimation de la
proportion de minéraux de cuivre récupérables par flottation.
La deuxième phase consiste aux essais de flottation en cellule mécanique de laboratoire. Les
tests préliminaires permettent de mettre au point le protocole de travail, le dosage des réactifs et
les conditions expérimentales. Deux séries d’essais sont ensuite réalisées afin d’étudier le
potentiel de récupération en cuivre et d’argent par une flottation des particules à la sousverse des
hydrocyclones.
La troisième phase analyse l’impact de la flottation des particules grossières dans le circuit de
broyage, à la fois sur l’empreinte énergétique et sur le rendement métallurgique de l’usine. La
réduction de l’énergie nécessaire au broyage est estimée en appliquant la théorie de la
comminution de Bond.
1.3. Revue bibliographique
1.3.1. La flottation La flottation est un procédé d’enrichissement largement utilisé dans l’industrie minière. Cette
technique permet le traitement de plusieurs minerais complexes de sulfures (galène, chalcopyrite
et pyrite) et de minéraux oxydés. Dans ce procédé, la séparation utilise les différences
d'hydrophobicité des surfaces minérales présentes. L’hydrophobicité peut être naturelle ou
stimulée à l’aide de réactifs appropriés (Gosselin et al., 1997).
4
Des bulles d’air, introduites au moyen d’un système d’aération, montent à travers de la pulpe
minérale, rencontrant les particules en suspension qui s’attachent sélectivement à leur surface
(particules minérales hydrophobes). Les bulles d’air entraînent ces particules jusqu’à la surface
de la pulpe formant ainsi une mousse riche en minéraux hydrophobes.
La figure 1 illustre le processus sélectif de récupération des particules hydrophobes aux bulles
d'air qui se fait en pulpe.
Figure 1 : Récupération des particules hydrophobes par bulles d'air (Gosselin et al., 1997)
1.3.2. Réactifs de flottation Pour augmenter l'efficacité de la flottation, le recours à des réactifs de flottation est souvent
nécessaire. Ces agents, à savoir les collecteurs, les moussants et les modulateurs, agissent sur les
surfaces des particules de diverses façons.
a) Les collecteurs
Les collecteurs sont des produits chimiques qui modifient la surface du minéral d’intérêt en la
rendant hydrophobe. Ceci permet aux particules d’adhérer et de s’attacher aux bulles d’air plus
facilement. L’action se fait sélectivement de manière à viser le minéral de valeur.
b) Le moussant Le moussant est un réactif chimique peu soluble dans l'eau qui assure la stabilité de la mousse.
Généralement formé d’alcools, il diminue la tension de surface de l’eau.
6
1.3.4. Équipements et machines de flottation
a) Mode de fonctionnement
Les cellules de flottation sont composées d’un réservoir muni d’un agitateur avec des chicanes
dont la fonction principale est d’assurer normalement l’homogénéité de la pulpe comme indique
la figure 3. L’air est injecté ou aspiré dans le système par l’axe de l’agitateur et dispersé dans la
pulpe sous forme de bulles fines grâce à l’action de l’agitateur, et des chicanes et du moussant
(Gosselin et al., 1997). La figure 4 est une image réelle d’un test de flottation dans un
laboratoire.
Figure 3 : Section transversale d’une cellule de flottation (Gill, 1991)
Figure 4 : Test de flottation (Baraaksma et al., 2010)
7
b) Classification des appareils de flottation
La classification des appareils présentée au tableau 1 (Bouchard, 2001), est basée sur le
mécanisme d’agitation.
Tableau 1 : Classification des appareils de flottation (Bouchard, 2001)
1.3.5. La flottation éclair La flottation des particules minérales grossières dans le circuit de broyage n’est pas un concept
nouveau. Les développements de Maxwell ou Denver étaient le précurseur de ce qu’on appelle
maintenant la flottation éclair (Newcombe et al., 2012). La première cellule de flottation éclair
moderne a été installée en 1982 dans le concentrateur de Hammaslahti en Finlande (Bourke,
1995). Cette technologie est utilisée dans l’industrie minière partout dans le monde : Nouvelle-
Zélande, Finlande, Australie et Canada. La raison principale qui a rendu l’utilisation de la
flottation éclair très répandue dans l’industrie est leur capacité à traiter un débit élevé de minerai,
pouvant atteindre 1800 t/h (Wade, 2006).
Le processus diffère de la méthode de flottation classique en ce qui concerne son type
d’alimentation. Elle est généralement très grossière, de l’ordre de 150 µm, contenant souvent de
petites roches, avec une concentration en solide atteignant 80 %. La cellule reçoit un débit élevé
Classe de l’appareil
Catégorie
Type
Avec mécanisme d'agitation mécanique
Cellules
communicantes
Wemco, Denver, Agitair,
Outokumpu, etc.
Cellules isolées
Maxwell, OK-l00
Sans mécanisme d'agitation mécanique
Colonnes
Colonne traditionnelle Colonne Flotaire
Cellule Jameson
8
avec un temps minimal de contact avec les réactifs (Newcombe et al., 2012). Un schéma d’une
cellule de flottation éclair est présenté dans la figure 5. La décharge optionnelle dans cette figure
a pour but de contrôler la fraction de solide de la pulpe retournant au broyeur à boulets. Elle
permet de limiter la quantité d’eau retournée au broyage et ainsi maintenir la fraction de solide à
une valeur normale.
Figure 5 : Schéma d’une cellule de flottation éclair (Newcombe et al., 2012)
1.3.6. La cellule de flottation éclair La cellule de flottation conventionnelle se distingue principalement de la cellule de flottation
éclair par la décharge conique de cette dernière. En effet, la décharge vers le bas de la cellule
éclair est conçue pour évacuer le matériel grossier. Par ailleurs, les particules grossières lourdes
sont court-circuitées directement vers le bas de la cellule. Ceci les empêche d'interférer avec le
processus de flottation en augmentant la densité de pulpe. La cellule se comporte alors de deux
façons : d’une part, comme un classificateur, permettant au matériel grossier et aux roches de
tomber vers le bas en contournant la zone de flottation de la cellule, et d'autre part, elle joue le
rôle d’une cellule de flottation conventionnelle (Newcombe et al., 2012). La figure 6 illustre bien
le principe de la cellule de flottation éclair.
9
Figure 6 : Schématisation de l’écoulement dans la cellule éclair (Duchesne, 1997)
Une description schématique de la localisation d’une cellule de flottation éclair dans un circuit
de broyage est donnée dans la figure 7.
Figure 7 : Emplacement de la flottation éclair dans une usine (Coleman, 2010)
10
1.3.7. Facteurs affectant la flottation éclair
La taille des particules, l’environnement chimique, l’ajout d’air, la fraction solide, la profondeur
de la mousse, la taille des bulles et plusieurs autres facteurs affectent la flottation éclair. Cette
section va présenter seulement les facteurs qui vont être utilisés par la suite dans les expériences.
a) Taille des particules
Une analyse de l'effet de la taille des particules sur la récupération a été réalisée par Jameson et
al. (2010). Ils concluent que la flottation fonctionne très bien pour les particules de 20 à 70 μm
de diamètre pour les minerais de métaux de base. Dans cette fourchette, il est possible d’obtenir
des récupérations élevées avec les appareils conventionnels de flottation. En dehors de cette
gamme, la récupération diminue progressivement, que ce soit avec les particules plus fines ou
plus grossières. Il faut donc s’attendre à des performances inférieures pour la flottation éclair.
b) Rôle de l’environnement chimique Des agents de flottation sont ajoutés à la pulpe pour rendre possible la séparation. Ceci se fait
dans la majorité des cas directement dans la cellule de flottation éclair où il y a très peu de temps
de conditionnement disponible. À cet égard, Trahar (1981) mentionne que l’ajustement des
conditions de flottation, tel que le pH, est beaucoup plus critique dans le cas des particules
grossières.
c) Ajout d’air La quantité d’air ajoutée aux cellules éclair a un effet remarquable sur la récupération. Les
travaux de Ross (1997) ont révélé que les particules grossières de chalcopyrite sont moins bien
récupérées que les particules intermédiaires ou fines, pour un même taux de rétention de gaz.
Ceci implique que pour atteindre une bonne récupération dans la fraction grossière, le taux
d’aération doit être élevé. Ceci est appuyé par les travaux de Kallioinen et Heiskanen (1993) qui,
en utilisant un minerai de pentlandite, ont révélé qu’une augmentation dans le taux d’addition
d’air engendre une augmentation dans la récupération des particules grossières.
11
d) Concentration en solide La concentration en solide (S) de la pulpe est habituellement exprimée sur une base pondérale,
soit :
(1.1)
La fraction solide massique utilisée dans les cellules de flottation se situe normalement entre 30
et 45 % dans les ébaucheuses. C’est une variable qui a un effet important sur la performance
métallurgique du procédé de flottation. En effet, la diminution de la récupération est liée à une
augmentation de la fraction solide (Lins et Adamain, 1993). Cette observation est
particulièrement importante dans la flottation éclair, où le flux de sousverse du cyclone est
introduit directement dans la cellule et nécessite en conséquence un certain ajout d’eau.
1.4. Structure du mémoire Le corps du mémoire est divisé en six chapitres.
Le chapitre 2 présente une revue de la littérature permettant de tracer une relation entre l’énergie
et la flottation éclair. Une revue des théories des principes de la comminution est également
exposée. Il présente aussi une description générale de l'usine Langlois, du circuit de
concentration et les caractéristiques principales des équipements.
Le chapitre 3 décrit les campagnes d'échantillonnage et introduit le matériel, les méthodes et les
calculs qui ont permis d’atteindre les objectifs du mémoire
Le chapitre 4 présente les résultats de la caractérisation, leur analyse et la détermination des
cibles pour la flottation à partir de ceux-ci.
Le chapitre 5 présente les résultats et les interprétations tirés des essais expérimentaux.
Le chapitre 6 énonce les conclusions générales et propose une discussion sur les travaux futurs.
12
Chapitre 2 Mise en contexte La mine Langlois et l'usine de concentration se situent à environ 50 km au nord-est de la ville de
Lebel-sur-Quévillon, elle-même située à 151 km de Val-d'Or. L’exploitation du gisement débute
en 1994 par Cambior qui cède cependant le complexe minier en 2000 à Breakwater Ressources
ltd. Les opérations se poursuivent jusqu’à 2008. La compagnie décide alors de suspendre la
production à cause du faible coût du zinc. Celle-ci reprend en février 2010 avant que Breakwater
Ressources Ltd passe sous le giron de Nyrstar, actuel propriétaire de la mine Langlois. La pleine
production commerciale redémarre en 2012 (Nyrstar.com).
Ce chapitre présente d’abord une description du concentrateur de la mine Langlois. Puis, il
expose une revue de littérature à propos de l’importance de l’énergie dans l’industrie minière et
introduit dans la dernière section l’impact énergétique de la flottation éclair.
2.1. Description du concentrateur L’usine de concentration de la mine Langlois est conçue pour récupérer par flottation sélective
les sulfures de cuivre et de zinc. Le procédé de traitement du minerai consiste en trois étapes
importantes soient le broyage, la flottation et l’asséchement. Le minerai est envoyé en surface
principalement à l’aide d’un treuil et entreposé dans un silo qui a une capacité effective de 2000
tonnes, soit la quantité de minerai traité quotidiennement. Lors de la flottation, un concentré de
cuivre et un concentré de zinc sont produits et transportés par train à une usine de raffinage
(usine CEZinc située à Salaberry-de-Valleyfield). Le concentré de cuivre contient aussi des
métaux précieux tel que l’or et l’argent. La composition chimique typique des différents flux est
montrée au tableau 2.
Tableau 2 : Analyse chimique de minerai de la mine Langlois
Échantillons Zinc Cuivre Fer Plomb Or Argent (%) (%) (%) (%) (g/t) (g/t)
Alimentation 8,74 0,62 17,20 0,29 0,10 49,2 Rejet de Cu 8,53 0,12 16,20 0,17 0,03 23,4
Concentré de Zn 54,30 0,55 9,57 0,56 0,23 82,3 Concentré de Cu 8,50 24,6 25,20 6,19 2,92 1280
Rejets finaux 0,72 0,07 17,10 0,09 0,03 12,8 Rendement 94 75 - - 88 89
13
2.1.1 Circuit de broyage Lors de cette étape, le minerai contenu dans le silo à minerai alimente à une cadence de 100 t/h
un broyeur semi-autogène (BSA) qui opère à 80 % solide, donc un flux d’eau y est ajouté. La
pulpe sortante du BSA est ensuite acheminée vers un nid d’hydrocyclones qui permet de séparer
par différence de densité et de dimension les particules grossières de celles suffisamment fines
pour les envoyer dans le circuit de flottation. Les particules plus fines sortent par la surverse
(d80=63 µm) et les plus grossières (d80=300 µm) par le fond (sousverse) d’où elles sont envoyées
au broyeur à boulets (BB) pour se faire broyer davantage. Après son passage par le broyeur à
boulets, la pulpe est encore transférée vers les hydrocyclones pour séparer les particules selon
leur taille et leur poids. Les tableaux 3 et 4 et la figure 8 présentent respectivement les
paramètres du circuit de broyage, les paramètres d’opération des hydrocyclones et le diagramme
d’écoulement du circuit de broyage à la mine Langlois.
Tableau 3 : Paramètres d’opération des broyeurs (Fillion, 2012)
Tableau 4 : Paramètres d’opération des hydrocyclones (Fillion, 2012)
Nombre d’hydrocyclones 3 Ratio de la charge circulante 200-250 %
Pression opération 8-10 psi Fraction de solide de la surverse 40 %
Fraction de solide de la sousverse 78-80 % P80 de la surverse 63 µm
Broyeur semi-autogène Broyeur à boulets F80 15 cm 300 µm P80 400 µm 75 µm Fraction de solide à la décharge Consommation d’énergie Moteur Charge de boulets
80 %
9,3 kWh/t 1118,6 kW
11,4 %
73 %
11,8 kWh/t 1864,3 kW
26 %
14
Figure 8 : Circuit de broyage du concentrateur Langlois
2.1.2 Circuit de flottation La flottation consiste à récupérer les minéraux d’intérêt sous forme d’une mousse. Il y a
plusieurs étapes dans le procédé global de flottation et ce pour les deux circuits (cuivre et zinc).
Puisque le projet s’intéresse essentiellement à la flottation de cuivre, la présente section sera
consacrée pour cette opération. Le circuit de cuivre comporte un banc de cellules d’ébauchage,
d’épuisage primaire, d’épuisage secondaire et de nettoyage. Le tableau 5 présente les paramètres
associés aux cellules de flottation. Dans ce circuit, l'alimentation aux cellules d’ébauchage est
composée du produit du circuit de broyage et du rejet des cellules d'épuisage. Le concentré du
banc d’ébauchage passe par trois cellules nettoyeuses qui opèrent en cascade pour obtenir le
concentré final de cuivre. Les rejets des bancs d'épuisage primaire sont envoyés au circuit de
zinc. Un ajout de sulfate de cuivre pour activer les surfaces du zinc s’avère nécessaire. Aussi, le
bisulfite de sodium est additionné pour régler le pH qui doit être basique d’une valeur variant
entre 9,8 et 11,4. La figure 9 montre les différentes étapes du circuit de flottation du cuivre.
Tableau 5 : Paramètres des cellules de flottation.
Type Nombre Volume (m3) Marque Ébauchage 4 16
Outokumpu
Épuisage primaire 4 16 Épuisage secondaire 3 3 Nettoyage primaire 3 3 Nettoyage secondaire 2 1,5 Nettoyage tertiaire 2 1,5
15
Figure 9 : Circuit de concentration du minerai de cuivre à la mine Langlois
2.1.3 Circuit d’asséchement Les concentrés obtenus sont sous forme de pulpe à 20 % de solide. Ils sont asséchés avant
l’expédition aux clients. La première étape consiste à les faire décanter dans un épaississeur, de 4
et 10 mètres de diamètre respectivement pour le cuivre et le zinc, afin d’éliminer une bonne
partie d’eau. La pulpe, sortante à 50 % en solide est alors acheminée vers la section de filtration.
Le filtre, de type Larox, fonctionne sous pression. Celui-ci va permettre obtenir un concentré
avec un taux d’humidité d’environ 8 %. Les concentrés sont alors stockés séparément dans un
entrepôt et expédiés par train aux acheteurs (affineries de cuivre et de zinc).
16
2.2. L’énergie dans les mines
2.2.1 Importance de l’énergie dans l’industrie minière L’importance économique de l’énergie se manifeste dans tous les secteurs d’activités et de
l’économie d’un pays. L’industrie minière, elle aussi, est amplement concernée. Elle connait
actuellement une augmentation importante dans sa consommation d’énergie électrique.
D’ailleurs, l’utilisation de l’énergie se répartit dans l’ensemble des opérations comme illustré à la
figure 10 (Govender et al., 2012). Le broyage du minerai, avec 40 % du bilan d’une exploitation
minière typique, est clairement le plus important contributeur de l’empreinte énergétique globale.
Ce chiffre est appuyé par Lo et al. (1996), qui estiment que le broyage consomme 50 % de toute
l’énergie d’une usine. Par ailleurs, Austin et al. (1984) indiquent que l’énergie et l’acier
représentent 41 % des coûts d’opération du broyage.
Figure 10 : Contribution de la consommation d'énergie par catégorie d'équipements pour l'industrie minière en 2007 (Govender et al., 2012)
Le broyage influence beaucoup les opérations de séparation en aval. En effet, plus le degré de
libération est élevé dans un minerai, plus le rendement obtenu est intéressant
17
2.2.2 Quantification de l’énergie requise pour les opérations de broyage La théorie du broyage se base sur la relation entre l’énergie consommée et la réduction de la
taille des particules. Plusieurs théories ont été élaborées. Cependant, seulement trois d'entre elles
constituent de réels jalons. Dans ce qui suit, E est définie comme l’énergie de broyage nécessaire
par unité de masse broyée, x une caractéristique granulométrique (surface, dimension) et C
représente une constante caractérisant le minerai à broyer.
Les trois piliers de la théorie de la comminution (Temmerman, 2011)
Loi de Von Rittinger (1867). Rittinger a suggéré que l’énergie consommée (ER) est directement
proportionnelle à l’aire totale des surfaces nouvellement crées par le broyage, soit :
21
11xx
CE RR
(2.1)
où CR est la constante de proportionnalité
Loi de Kick (1885). Kick a postulé que l’énergie nécessaire (EK) pour fragmenter un minerai est
proportionnelle à la réduction de volume des particules. Il propose l’équation suivante
2
1lnxxCE KK (2.2)
où CK est la constante de proportionnalité
Loi de Bond (1952). La troisième loi a supposé que l’énergie spécifique requise (EB) est
inversement proportionnelle à la racine carrée de la nouvelle surface crée. Elle est considérée
comme étant un compromis entre celles de Rittinger et de Kick.
L’énergie requise est alors exprimée comme
12
11xx
CE BB (2.3)
où CB est la constante de proportionnalité
18
Le succès de cette loi s’explique d’abord par le fait que les différents paramètres y mentionnés
peuvent être déterminés directement sur le site de production. De plus, elle permet le
dimensionnement des broyeurs à boulets industriels avec une très bonne précision. Par contre,
elle doit être corrigée par des facteurs adéquats pour prendre en considérations les particularités
de chaque opération.
En pratique, les paramètres qui sont utilisés pour décrire les états granulométriques x1 et x2 sont
définis comme la dimension de la maille du tamis qui laisse passer 80% des particules. Si P80 et
F80 sont respectivement l’ouverture de tamis, en micromètres, laissant passer 80% du produit et
de l’alimentation, l’énergie spécifique consommée par unité de masse peut s’exprimer par
l’équation :
8080
1110FP
WE i (2.4)
où Wi est l’indice de Bond ou indice de dureté caractéristique de la matière et du circuit de
broyage.
2.2.3 Opportunité d’économie de l’énergie dans l’industrie minière La relation entre l’économie et l’énergie détermine le niveau de développement d’une société.
Donc, une bonne gestion de l’énergie participe au succès des entreprises. C’est pour cette raison
que l’industrie minière fait appel à plusieurs méthodes visant à diminuer sa consommation
d’énergie. Certaines mines se concentrent sur l’optimisation du design du circuit de comminution
en utilisant des équipements plus efficaces. D’autres préfèrent effectuer plus de comminution
dans l’étape de sautage puisque cette étape ne consomme pas beaucoup d’énergie (voir la figure
10).
Dans le but de mettre en exergue la relation liant l’énergie totale de broyage et le P80 de la
surverse de l’hydrocyclone, Schuffeneger (2012) a analysé plusieurs projets miniers (Pr). La
figure 11 quantifie comment l’énergie de comminution requise augmente à mesure que le P80
diminue.
19
Figure 11 : Énergie totale de broyage et le P80 pour différents projets miniers
(Schuffeneger, 2012)
2.3. Impact énergétique de la flottation éclair Le mélange du concentré de la flottation éclair, qui possède un P80 élevé, avec le produit de
surverse des hydrocyclones permet d’augmenter la dimension du produit de broyage. L’équation
(2.4) montre bien qu’une augmentation de la dimension du P80 du minerai envoyé à la flottation
engendre essentiellement une diminution d’énergie.
2.4. Réduction de la charge de boulets Les équations et les calculs dans cette section sont élaborés en utilisant le Catalogue Nordberg :
circuits de broyage.
On détermine l’énergie nécessaire pour maintenir en mouvement la charge du broyeur à l’aide de
la relation
20
VKP
M (2.5)
où P est la puissance totale consommée, M est la puissance consommée pour déplacer les
boulets, K est la charge en boulets (t), V est la charge en volume dans le broyeur (m3) et est la
densité apparente de boulets (t/m3). Cette équation permet de quantifier la réduction de charge de
boulets associée aux gains énergétiques.
La puissance totale P (hp) peut être exprimée en fonction de la charge et des paramètres du
broyeur, soit
33000sin NαDW
P
(2.6)
où W est la masse de la charge (tc), D est la distance entre le centre de gravité de la charge et le
centre de broyeur (pieds), est l’angle dynamique de repos de la charge, N est la vitesse de
rotation (rpm).
Il existe aussi une méthode empirique utilisant trois facteurs pour déterminer la puissance
consommée pour le broyage. Ils sont présentés dans l’équation suivante
LCBAP (2.7) où A est le facteur pour le diamètre, B est le facteur pour le type de broyeur et le pourcentage de
la charge en volume, C est le facteur pour la vitesse de rotation et L est la longueur du broyeur.
Les valeurs correspondants sont déterminés à partir des tableaux présentés à l’annexe C.
2.5. Conclusion Bien que plusieurs modèles de broyage sont disponibles pour l’industrie minière, la loi de Bond
demeure un standard pour les broyeurs à boulets et à barres. Toutefois, elle nécessite des facteurs
de corrections. En effet, cette équation est exploitée dans le cadre de ce travail pour quantifier le
gain énergétique potentiel suite à l’installation d’une cellule de flottation éclair dans un circuit de
broyage.
Le chapitre 3 présente le matériel et les méthodes qui ont été utilisés dans le cadre de l’étude.
21
Chapitre 3 Matériel et Méthodes 3.1. Introduction Afin d'étudier la prédisposition du minerai échantillonné de la mine Langlois à la flottation
éclair, des analyses minéralogiques, chimiques et certains tests préliminaires ont été réalisés. Ce
chapitre présente le matériel et les équipements ayant servi à atteindre ce but et ensuite le travail
de caractérisation du matériel et finalement la procédure des tests flottation.
3.2. Matériel et réactifs
3.2.1. Minerai Le minerai provient de la sousverse des hydrocyclones de la mine Langlois. Il est composée
principalement de pyrite et de sphalérite, avec localement de la pyrrhotite et de la chalcopyrite.
La galène, l’argent et l’or sont retrouvés en faibles quantités respectivement de l’ordre de 0,33%,
49,2 g/t et 0,10 g/t.
3.2.2. Réactifs chimiques Plusieurs réactifs chimiques ont été utilisés durant ce travail. Il s’agit de produits organiques et
inorganiques. L’Aerofloat 208, soit le dithiophosphate diéthyilique de sodium, a servi comme
collecteur de sulfures. Celui-ci est largement présent dans l’industrie minière et ses propriétés et
mécanismes d’adsorption sont bien connus (Cytec, 2002). En plus, le méthylisobutylcarbinol ou
MIBC, un solvant organique, a servi comme agent moussant. Finalement, de l’eau municipale de
la ville de Québec a été utilisée lors de toutes les manipulations.
3.3. Préparation de l’échantillon Le minerai est échantillonné sur la sousverse des hydrocyclones par un couteau
d’échantillonnage manuel dont le design est décrit à la section suivante. En se servant d’un
diviseur rotatif et d’un diviseur à riffles, le lot prélevé a été bien homogénéisé puis séparé en
sous-échantillons. Deux échantillons ont été conservés pour l’analyse chimique de la teneur et
l’analyse minéralogique. Tous les autres ont été broyés pendant 1 minute en milieu humide (68%
solide) dans un broyeur à barres contenant une charge de barres en acier inoxydable pour
22
nettoyer les surfaces oxydées avant de procéder aux essais de flottation. Bien que cette opération
modifie légèrement la distribution granulométrique, elle reste nécessaire pour reproduire les
conditions de flottation en usine.
3.3.1. Échantillonnage et quartage La première règle de l’échantillonnage est de donner la même chance à chaque particule présente
dans le lot d’appartenir à l’échantillon. Pour respecter cette règle, il faut utiliser l’instrument
d’échantillonnage le plus adéquat. La prise des échantillons a été effectuée avec un couteau du
type de celui montré à la figure 12. Le but de l’échantillonnage est d’abord de caractériser la
distribution granulométrique des particules de la sousverse et d’obtenir du minerai pour les tests
de flottation. Pour éviter des erreurs systématiques, il est recommandé (Gy, 1979) :
d’avoir un couteau dont l’ouverture est d’au moins trois fois la taille des plus grosses
particules du lot à échantillonner,
de prélever le flux échantillonné à une vitesse inférieure à 10 cm/sec,
d’utiliser un couteau à fond plat plutôt que courbe pour éviter de produire un effet de
vortex qui favorisaient l’éjection d’eau et de fines particules lors de la coupe de flux.
La concentration en solide de la sousverse des hydrocyclones est égale à 75 %. L’échantillon
prélevé est par la suite filtré et séché.
Figure 12 : Un couteau d’échantillonnage (Gy, 1979)
24
Figure 15 : Procédure de quartage
8 kg 8 kg
4 kg 4 kg 4 kg 4 kg
8 kg 8 kg
4 kg 4 kg 4 kg 4 kg
2 kg 2 kg 2 kg 2 kg 2 kg 2 kg 2 kg 2 kg
1 kg
1 kg
1 kg
1
kg
1 kg
1
kg
1 kg
1
kg
1 kg
1
kg
1 kg
1 kg
1 kg
1
kg
1 kg
1
kg
Homogénéisation
16 kg
Quartage
200
g
25
3.4. Caractérisation
3.4.1. Analyse chimique Les échantillons à analyser sont pulvérisés afin d’obtenir un échantillon de distribution
granulométrique fine. La quantité d’échantillon requise pour chaque analyse était de 0,5 g.
Ensuite, en utilisant un mélange d’acide chlorhydrique et d’acide nitrique, ils sont digérés sur
une plaque chauffante pour pouvoir analyser les ions métalliques d’intérêt par spectrométrie
d’absorption atomique. Quatre éléments sont analysés à savoir le cuivre, le zinc, le plomb et
l’argent. Malgré son importance, l’or n’a pas été analysé, le laboratoire de l’usine n’ayant pas la
disponibilité pour le faire dans le cas de ce projet.
3.4.2. Analyse minéralogique Une analyse minéralogique a été effectuée par Actalabs, un laboratoire d’analyse à Val-d’Or
(Québec), en utilisant une étude quantitative par microscopie électronique à balayage sur le
produit de sousverse des hydrocyclones. Les résultats ont été traités pour prédire la possibilité de
séparation par la flottation éclair.
Les possibilités de l’analyse minéralogique sont multiples et variées :
identification des phases minérales,
détermination quantitative des minéraux, forme des grains et textures minérales,
quantification de la maille de libération et
détermination des associations minérales.
Un échantillon de la sousverse des hydrocyclones a été tamisé en quatre fractions, -106 /+ 75
μm, -75 /+ 63 μm, -63/+45 μm et -45 μm. Une partie des sous - échantillons de chaque fraction a
été divisée en utilisant un mini-riffleur afin d’obtenir des fractions pour l’analyse microscopique
à balayage électronique. Une autre partie a été mélangée avec une préparation de durcisseur et de
résine époxy pour être montée ensuite en section polie. C'est sur cette surface polie que les
phases porteuses ont été identifiées visuellement par leur couleur, leur forme et leur texture.
26
3.5. Essais de flottation
3.5.1. Cellule de flottation Une cellule de laboratoire a été employée pour étudier divers aspects liés de la flottation agitée
mécaniquement à petite échelle. Cette cellule a été utilisée pour déterminer si un minerai répond
adéquatement à la flottation avant de l’appliquer à grande échelle. La cellule utilisée dans les
manipulations est présenté dans la figure 16.
Figure 16 : Cellule de flottation de laboratoire (modèle Denver)
3.5.2. Calcul des réactifs Plusieurs agents chimiques sont ajoutés à la pulpe pour que ses propriétés correspondent aux
conditions propices à une flottation efficace. Le but de cette section vise à déterminer le dosage
souhaité pour chacun des réactifs. Le calcul du volume de collecteur (col) requis est réalisé à
partir des dosages de l’usine en g col/t solide/% métal. Le tonnage horaire de minerai ainsi que la
teneur de cuivre à l’alimentation sont nécessaires à la détermination du dosage pour l’essai de
laboratoire. Le volume de collecteur requis pour les essais en laboratoire est donné par
1000tUMVC (3.1)
27
où Vc est le volume de collecteur (cm3), M est la masse de solide dans la cellule (g), U est le
dosage de collecteur utilisé à l’usine (g/t/%), t est la teneur Cu (%) et 𝜌 est la masse volumique
du collecteur (g/cm3)
3.5.3. Procédure des tests de flottation Dans cette étude, la cellule Denver a été utilisée pour les essais de flottation. Les principaux
paramètres de fonctionnement ainsi que le mode opératoire sont résumés de la façon suivante:
cellule Denver de 1,5 l et de 2,5 l,
vitesse d’agitation: 1100 tours par minute,
fraction solide de la pulpe: entre 20 % et 45 % massique.
Procédure pour les essais
1) Mettre 1 kg de minerai dans le broyeur à barres du laboratoire. Ajuster la fraction de
solide à 68% massique.
2) Broyer le minerai pendant 1 min.
3) Préparer et peser les plateaux requis à la réception des échantillons de concentré.
4) Nettoyer le broyeur et les barres en faisant attention de bien récupérer tout le minerai.
5) Verser la pulpe résultant du broyage dans la cellule de flottation et abaisser l’agitateur à
la position de fonctionnement.
6) Ajouter de l’eau jusqu’au niveau désiré.
7) Mettre en marche l'agitateur avec l'entrée d'air fermée.
8) Préparer l’un des chronomètres.
9) Ajouter 3 gouttes de moussant MIBC avant le début de la flottation et conditionner
(agiter) pendant une minute.
10) Ajouter le volume de collecteur correspondant au dosage désiré.
11) Ouvrir le robinet d'entrée d'air.
12) Pour chaque intervalle de flottation planifié, récupérer dans un plateau l’écume
minéralisée en la poussant à l’aide d’un grattoir hors de la cellule pendant le temps de
flottation établi.
28
3.6. Calculs des indices de performance, bilan et coût énergétique
3.6.1. Indices de performance
a) Rendement instantané et rendement cumulatif Le rendement (R) est la quantité de métal utile dans le concentré (mc) divisée par la quantité de
métal utile dans l’alimentation (ma).
aa
cc
a
c
tt
mmR
(3.2)
où a et c sont respectivement les débits massiques du solide à l’alimentation et au concentré. Le rendement cumulatif pour une classe granulométrique i est donné par :
i
jaj
i
jcj
i
m
mR
1
1
j < i (3.3)
b) Teneur cumulée La teneur cumulative (ti, cum) d'une classe i est donnée par :
i
jj
i
jjj
cumi
m
tmt
1
1,
j < i (3.4)
3.6.2. Bilan de matière aux hydrocyclones et diamètre moyen Le bilan matière aux hydrocyclones est donné par
oua (3.5) où, u est le débit massique de solide de la sousverse et o , celui de la surverse.
29
Le diamètre géométrique moyen ( d ) de chaque classe granulométrique i est calculé comme
1 iii ddd (3.6)
3.6.3. Calcul du coût énergétique Le prix d’énergie selon le tarif des grandes puissances en 2015 (classe L) est égal à 0,0326
$/kWh. Alors, le coût de l’énergie (c) est calculé comme ($/h)
Ec 0,0326 (3.7)
où est le débit massique de solide alimentant le circuit de broyage et E, l’énergie spécifique
de broyage en kWh/tonnes de minerai broyé.
3.7. Conclusion Dans ce chapitre, on a présenté les équipements qui ont permis d'échantillonner, préparer et
caractériser les échantillons prélevés du circuit de broyage du concentrateur. Ensuite, la
procédure de flottation pour effectuer les tests correspondants en laboratoire a été présentée.
Enfin, on a introduit les calculs requis pour pouvoir analyser et interpréter les résultats
métallurgiques.
Le chapitre 4 analysera les résultats de la caractérisation des essais effectués en laboratoire.
30
Chapitre 4 Analyse des résultats et discussion 4.1. Introduction Des analyses chimiques et granulochimiques ont été nécessaires pour déterminer la teneur en
cuivre, zinc, plomb et argent de l’échantillon global et celles des classes granulométriques y
contenues. Une analyse minéralogique a eu lieu également dans le but de déterminer
l’association minérale et le degré de libération de la chalcopyrite. Ceci afin de prédire l’efficacité
de séparation par la flottation éclair. La procédure de l’échantillonnage en usine et du sous-
échantillon en laboratoire a été fait selon les règles présentées dans le chapitre 3. Les différents
échantillons ont été filtrés, séchés puis analysés par spectrophotométrie d’absorption atomique.
4.2. Résultats des analyses chimiques L’échantillon de minerai de la sousverse des hydrocyclones est un composite des prélèvements
effectués sur deux semaines, soit du 20 mai au 4 juin 2014. Les différentes teneurs minérales
sont montrées au tableau 6. L’analyse de l’échantillon global a permis d’avoir une moyenne de la
teneur de chaque élément.
Tableau 6 : Teneur des différents éléments dans la sousverse des hydrocyclones
4.3. Résultats des analyses granulochimiques L’analyse granulochimique a pour but de déterminer quantitativement la composition chimique
de chaque classe granulométrique. L’échantillonnage a été réalisé sur plusieurs mois, soit de juin
à août 2014, pour bien caractériser la sousverse des hydrocyclones afin de choisir un échantillon
représentatif d’une opération normale sur lequel effectuer des tests de flottation. Elle permet
également de déterminer une valeur moyenne pour le d80.
Zn Cu Pb Ag 9,2% 0,45% 0,30% 85 g/t
32
Tableau 7 : Analyses granulochimiques de la sousverse des hydrocyclones
Échantillon du 26-06-2014
L’étude du tableau 7 et de la figure 18 souligne que la sousverse des hydrocyclones contient une
partie considérable d’argent concentre dans les fractions inférieures à 150 µm. La teneur
moyenne pondérée par la masse de minerai en argent est de l’ordre de 89 g/t, soit près du double
de celle de l’alimentation du circuit de broyage qui titrait 49,2 g/t. Ceci prouve l’enrichissement
en métaux précieux de la sousverse des hydrocyclones.
La teneur moyenne pondérée par la masse de minerai en cuivre dans les fractions inférieures à
300 µm atteint 0,38 %, soit une valeur prés de celle de l’échantillon complet (0,45 %).
La teneur en Zn est intéressante dans toutes les fractions.
Le Pb existe aussi avec une teneur appréciable dans la fraction plus fine que 45 µm de l’ordre de
0,76 %.
Ouvertures de tamis (µm)
Classes granulométriques
Distribution massique
(% retenu)
Zinc (%)
Cuivre (%)
Plomb (%)
Argent (g/t)
846 +846 9,52 3,85 0,21 0,11 20 650 -846/650 2,86 6,24 0,36 0,15 31 300 -650/300 9,35 8,16 0,40 0,19 43 212 -300/212 7,87 9,16 0,45 0,21 50 150 -212/150 9,40 12,15 0,24 0,24 68 90 -150/90 22,56 14,34 0,29 0,29 93 75 -90/75 9,49 11,43 0,31 0,19 87 63 -75/63 10,95 8,08 0,31 0,12 89 45 -63/45 7,20 7,11 0,48 0,48 98 38 -45/38 2,31 9,27 0,87 0,88 118 -38 -38 8,36 10,74 0,64 0,73 125
33
Figure 18 : Courbes granulochimiques du zinc, du cuivre et d’argent
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
2.5
1 10 100 1000
Tene
ur C
u (%
)
Ouvertures (µm)
02468
101214
1 10 100 1000
Tene
ur Z
n (%
)
Ouvertures (µm)
020406080
100120140160
1 10 100 1000
Tene
ur A
g (g
/t)
Ouvertures (µm)
35
Rf est la fraction de l'eau alimentée qui se retrouve dans la sousverse des hydrocyclones et
d50 est la dimension des particules ayant 50 % de chances d’aller à la sousverse des
hydrocyclones, donc 50 % aussi d’aller à la surverse.
L’analyse visuelle de cette courbe permet de déceler les imperfections de l’opération. Le
court-circuitage des fines est élevé avec une valeur de 36,53 %.
4.5. Caractérisation minéralogique
4.5.1. Identification des phases minérales Le minerai est composée principalement de pyrite et de sphalérite, avec localement de la
pyrrhotite et de la chalcopyrite. La galène, l’argent et l’or sont retrouvés en faibles
quantités. Le tableau 9 présente les minéraux valorisables et de gangue.
Tableau 9 : Minéraux valorisables et de gangue
Minéraux valorisables Minéraux de
gangue Sulfurés
Chalcopyrite Sphalérite Miargyrite Argentite Tetrahedrite
Quartz Chlorite Pyrite Galène
Les minéraux qui ont été étudiés par la suite sont seulement la sphalérite, la chalcopyrite, la
galène et l’argentite.
4.5.2. Détermination quantitative des minéraux La connaissance des minéraux présents dans un échantillon ainsi que la connaissance de
leur composition chimique est nécessaire pour l’analyse de l’efficacité des opérations. Les
tableaux 10 et 11 présentent les résultats obtenus.
36
Tableau 10 : Répartition des minéraux dans l’échantillon composite
L’échantillon composite, prélevé du 10 mai au 6 juin 2014, est donc formé en majeure
partie de sulfures. Le tableau 11 présente leur répartition.
Tableau 11 : Répartition des sulfures
La figure 20 illustre la répartition des différents minéraux dans quatre fractions
granulométriques considérées (-106 µm). Il apparaît clairement que la pyrite domine la
composition de l’échantillon. La teneur en sphalérite, qui est le principal contaminant du
concentré de cuivre, atteigne 12 %. Par contre, une faible quantité de chalcopyrite, qui est
le seul minéral porteur de Cu, ne dépasse pas le 1,30 %.
Sulfures Oxydes Silicates et argiles Carbonates et autres
94 % 2 % 3 % 1 %
Pyrite et Pyrrhotite Chalcopyrite Sphalérite Galène 83 % 1,30 % 12 % 0,71 %
Chalcopyrite Pyrite Pyrrhotite Galène
Sphalérite Quartz Chlorite Fe
38
4.5.3. Libération et associations minérales Le minerai de la sousverse des hydrocyclones a fait l’objet d’une étude de libération et
des associations minérales entre la chalcopyrite, la pyrite, la sphalérite et les différents
minéraux de gangue. Les résultats minéralogiques des fractions granulométriques sont
résumés dans les tableaux 12 et 13. Le premier présente la distribution minérale en
fonction de la surface libérée de la particule. Le deuxième montre les différentes
associations minérales de la chalcopyrite, la pyrite et la sphalérite dans le minerai, en
fonction de la quantité associée par bordure. L’Annexe D explique le concept de
l’association par bordure.
Tableau 12 : Libération de la chalcopyrite, de la galène et de la sphalérite
Distribution
minérale 0 < x <20
% 20 < x< 50
% 50 < x <80
% 80 < x < 95
% 95 < x <100
%
-106/+75µm
Chalcopyrite 4,69 14,69 16,43 20,77 42,68 Galène 38,34 21,13 10,21 1,73 19,14
Sphalérite 2,53 5,21 8,23 24,49 59,37
-75µm/+63µm Chalcopyrite 4,84 10,49 16,70 27,93 39,50
Galène 21,45 15,84 11,80 14,00 31,63 Sphalérite 3,33 6,61 9,36 29,76 50,63
-63/+45µm
Chalcopyrite 4,95 14,84 20,88 30,09 28,52 Galène 13,12 18,41 15,78 23,80 26,57
Sphalérite 3,37 8,50 12,94 31,71 43,21
-45µm Chalcopyrite 2,78 8,54 20,58 19,58 48,41
Galène 5,15 11,05 21,47 19,4 42,43 Sphalérite 1,99 5,85 13,88 23,87 54,36
x: surface libérée de la particule en pourcentage (%)
39
Tableau 13 : Associations minérales
L’association minérale est en pourcentage (%)
-106 µm/+75 µm Chalcopyrite Galène SphalériteChalcopyrite 0 1 2Pyrite 16 34 14Pyrrhotite 2 1 2Galène 0 0 1Sphalerite 17 32 0Oxyde Fe 1 0 0Sidérite Mn 1 0 0Autres 2 0 1Surface libre 60 29 78
-75 µm/+63 µm Chalcopyrite Galène SphalériteChalcopyrite 0 2 1Pyrite 19 34 18Pyrrhotite 1 1 2Galène 1 0 1Sphalérite 12 21 0Autres 1 0 1Surface libre 65 41 76
Chalcopyrite 0 0 1Pyrite 21 28 17Pyrrhotite 1 1 2Arsenopyrite 0 1 0Galène 0 0 1Sphalérite 10 15 0Autres 1 1 1Surface libre 65 53 77
-63 µm/+45 µm Chalcopyrite Galène Sphalérite
Chalcopyrite 0 0 0Pyrite 9 12 8Pyrrhotite 1 1 1Galène 0 0 1Sphalérite 4 7 0Quartz 1 1 1Chlorite Fe 1 1 1Autres 1 1 1Surface libre 82 76 86
Chalcopyrite Galène Sphalérite-45µm
41
4.6. Résultats escomptés La caractérisation chimique, granulochimique et minéralogique des particules contenues
dans la sousverse des hydrocyclones, a permis d’évaluer a priori le rendement atteignable
en flottation.
4.6.1. Estimation
a) Cuivre L’essai de flottation 20140624 a permis de déterminer que les particules flottées
proviennent essentiellement des classes granulométriques situées entre 25 et 106 µm.
L’analyse portera donc sur ces classes granulométriques.
Le tableau 14 présente la distribution granulochimique, soient les teneurs de cuivre (Cu)
et de chalcopyrite (Cpy), calculée pour l’échantillon de sousverse 20140624. La teneur en
chalcopyrite a été calculée sur la base que ce minéral contient de 35 % de soufre, de
34,5 % de cuivre et de 30,5 % de fer. Des résultats plus détaillés qui seront utilisés pour
l’analyse sont présentés à l’annexe A.
Tableau 14 : Analyse granulochimique du Cu de l’échantillon 20140624
Le tableau 15 montre la masse de cuivre qui est supposée flotter en se basant sur les
degrés de libération de la chalcopyrite. Une surface est considérée "libérée" dans les
calculs lorsque son degré de libération est entre 95 et 100 %.
La masse de cuivre flottable est calculée comme suit :
mCu= tCu×m×l (4.1)
Classes (µm)
Distribution massique (%)
Teneur Cu (%)
Teneur Cpy (%)
-106/+75 32,10 0,30 0,85 -75/+63 11,00 0,31 0,90 -63/+45 7,20 0,48 1,37 -45/+38 2,31 0,87 2,52
42
où mCu est la masse de cuivre flottable, tCu est la teneur alimentée, m est la masse
d’échantillon par classe granulométrique et l est la fraction libérée
La distribution massique de cuivre (Dm) est donné par:
tot
Cum m
mD (4.2)
où mtot est la masse totale de cuivre
Tableau 15 : Quantification du cuivre flottable dans l’échantillon de sousverse du test 20140624
Le tableau 16 rapporte la teneur estimée de cuivre dans le concentré pour les différentes
classes granulométriques et pour des récupérations massiques de 1 %, 5 % et 10 %.
Tableau 16 : Teneur de cuivre estimée par classe granulométrique
Classes (µm)
Distribution massique Cu (%)
Libération Cu (%)
Cu flottable (%)
-106/+75 25,62 42,68 10,93 -75/+63 9,16 39,50 3,62 -63/+45 11,16 28,52 3,18 -45/+38 5,54 48,41 2,68
Classes (µm)
Récupérations massiques de solide
1% 5% 10% Teneur Cu (%)
-106/+75 13,25 2,65 1,32 -75/+63 18,80 3,76 1,88 -63/+45 24,88 4,98 2,49 -45/+38 30,79 6,16 3,08
Moyenne 20,62 4,12 2,06
43
Les résultats des analyses présentées dans ce tableau montrent que la teneur en cuivre est
relativement élevée pour les fractions fines. Pour une récupération massique de 1 %, elle
atteint 20,62 % dans la fraction -45/+38 µm. Les résultats sont toutefois moins
intéressants pour les récupérations massiques de solide avec une valeur de 10 %. La
teneur globale est alors inférieure à 2 %. La récupération massique 5% donne une teneur
de concentré de 4 %. Ce produit peut contourner l’étape dégrossissage pour être envoyé
dans une étape en aval de flottation.
Une estimation de la quantité d’argent qui existant dans ce concentré serait intéressante.
b) Argent Le tableau 17 présente la teneur en argent (Ag) dans les classes granulométriques du test
20140624.
Tableau 17 : Analyse granulochimique de l’Ag de l’échantillon 20140624
L’argent est présent avec des concentrations importantes dans les différentes classes
granulométriques de la sousverse des hydrocyclones. La teneur estimée d’argent qui est
supposée flotter est présentée dans le tableau 18 pour les différentes classes
granulométriques.
Classes (µm)
Distributions massiques de solide
(%)
Teneur Ag (g/t)
Distribution massique d’Ag (%)
-106/+75 32,10 140 50,91 -75/+63 11,00 77 9,62 -63/+45 7,20 89 7,20 -45/+38 2,31 90 2,00
44
Tableau 18 : Teneur en argent estimée par classe granulométrique
La teneur globale d’argent est égale à 2071 g/t avec une récupération massique de solide
égale à 5 %, qui est une teneur élevée permettant de valoriser le concentré et appauvrir la
charge circulante en argent.
4.6.2. Conclusion Ces calculs ne permettent pas encore de conclure ce qui va se passer dans les essais de
laboratoire. Par contre, les résultats indiquent que la fraction fine est amplement
concernée dans la flottation. Donc, une élimination de ces particules du circuit de broyage
éviterait leur surbroyage. Quant aux particules grossières, la fraction flottable n’est pas
importante. Ceci est attribuable au degré de libération des particules de cuivre : la
particule de chalcopyrite grossière n’étant pas bien libérée.
En guise de conclusion, il faudrait récupérer une fraction minime de la sousverse des
hydrocyclones pour obtenir un concentré pouvant contourner le dégrossissage. Toutefois,
avec 1% de rendement massique, l’économie d’énergie serait négligeable. Par ailleurs,
avec un rendement massique de 5%, le concentré d’une éventuelle flottation éclair peut
être envoyé dans le circuit de broyage avec une économie d’énergie appréciable.
Les résultats escomptés démontrent donc que Nyrstar n’est probablement pas un bon
candidat pour générer des économies d’énergie avec la flottation éclair en maintenant les
mêmes performances métallurgiques. Par contre, celle-ci présente toujours un intérêt pour
la réduction de la charge circulante en métaux précieux. La teneur en argent récupéré est
Classes Récupération massique de solide (µm) 1 % 5 %
Teneur Ag (g/t) Teneur Ag (g/t) -106/+75 3080 719 -75/+63 2350 470 -63/+45 975 195 -45/+38 3600 949
Moyenne 2656 2071
45
intéressante pour des récupérations massiques faibles contribuant ainsi à l’augmentation
de la valeur économique du concentré de cuivre produit.
Le chapitre 5 présente les résultats et les interprétations tirés des essais expérimentaux.
46
Chapitre 5 Résultats et interprétations 5.1. Introduction Ce chapitre présente les résultats des essais préliminaires et finaux pour évaluer l’impact
de quatre facteurs principaux sur les indices de performances, soit la teneur et la
récupération. Ces facteurs sont :
le dosage du collecteur,
le temps de flottation,
la fraction de solide dans la cellule de flottation éclair,
le débit d’air.
Les essais préliminaires de laboratoire ont été réalisés avec le minerai échantillonné à la
sousverse des hydrocyclones de la mine Langlois. Cette section est divisée en trois
parties :
1) les essais initiaux,
2) la base de comparaison,
3) les essais finaux
Enfin, la dernière portion du chapitre est consacrée à l’analyse de la capacité de la
flottation éclair à diminuer l’énergie nécessaire pour la comminution.
5.2. Essais initiaux Le tableau 19 présente le plan d’expériences à 2 niveaux et 4 facteurs qui a été appliqué
pour les tests exploratoires. La fraction de solide dans la cellule de flottation éclair et le
temps de raclage de concentré ont été choisis en se basant sur des essais préliminaires.
Ces essais ont permis aussi de fixer la vitesse d’agitation à 1100 rpm. Le débit d’air a été
déterminé en se basant sur les travaux de Newcombe et al. (2012).
47
Tableau 19 : Conditions expérimentales des essais – série 1
5.2.1. Planification des expériences Avec 4 facteurs à deux niveaux chacun, il y alors 24 =16 essais à effectuer pour réaliser le
plan complet.
Ceux-ci sont présentés au tableau 20, où la combinaison 17 représente les conditions de
référence.
Tableau 20 : Plan d’expériences pour les essais – série 1
Facteurs Niveau Bas Niveau Haut Dosage du collecteur
0,36 ml 0,52 ml
Temps de flottation
1 min 2 min
Fraction de solide 35% 45%
Débit d’air
2 l/min 5 l/min
Essais Volume de collecteur ajouté
Temps de flottation
Fraction de solide Débit d’air
1 0,36 ml 1min 35% 2 l/min 2 0,52 ml 1 min 35% 2 l/min 3 0,36 ml 2 min 35% 2 l/min 4 0,52 ml 2 min 35% 2 l/min 5 0,36 ml 1 min 45% 2 l/min 6 0,52 ml 1 min 45% 2 l/min 7 0,36 ml 2 min 45% 2 l/min 8 0,52 ml 2 min 45% 2 l/min 9 0,36 ml 1 min 35% 5 l/min 10 0,52 ml 1 min 35% 5 l/min 11 0,36 ml 2 min 35% 5 l/min 12 0,52 ml 2 min 35% 5 l/min 13 0,36 ml 1 min 45% 5 l/min 14 0,52 ml 1 min 45% 5 l/min 15 0,36 ml 2 min 45% 5 l/min 16 0,52 ml 2 min 45% 5 l/min 17 0,44 ml 1,5 min 40% 3 l/min
48
5.2.2. Analyses des résultats initiaux Les résultats des essais sont présentés au tableau 21.
Tableau 21 : Résultats des essais – série 1
Essais tCu (%) tAg (g/t) RCu (%) RAg (%)
1 3,31 271,62 82,64 71,56 2 3,05 253,85 80,39 63,13 3 2,80 240,42 64,54 60,93 4 2,34 261,94 63,56 68,34 5 2,24 299,39 61,74 80,04 6 2,15 245,70 50,41 65,03 7 2,09 264,20 46,27 70,64 8 2,00 234,76 44,86 55,33 9 3,36 303,56 82,78 74,77 10 2,98 259,31 67,74 69,25 11 3,40 282,80 84,96 65,42 12 2,64 229,35 64,24 51,23 13 3,06 288,43 82,06 67,34 14 2,91 231,73 67,74 59,78 15 2,90 278,52 67,70 60,54 16 2,44 246,44 63,56 65,62 17 3,01 221,31 71,85 51,70
Le tableau 21 met en évidence l'effet des paramètres sur la teneur et la récupération.
Toutes les combinaisons étudiées conduisent à des résultats semblables avec des teneurs
de concentré variant entre 2 et 3% de cuivre. Ils ne sont donc pas fortement influencés par
les variations entre les niveaux qui étaient de ± 20% par rapport au niveau de référence.
Cependant, elles montrent une différence importante dans la récupération de cuivre et
d’argent. La récupération de Cu et d’Ag a été affectée par le changement de dosage de
collecteur et de temps de raclage et légèrement par le changement de la fraction en solide
dans la cellule de flottation éclair.
De manière surprenante, un faible dosage de collecteur était favorable à la récupération
en cuivre et en argent qui peuvent atteindre plus de 80 %.
49
Par ailleurs, la comparaison entre les quatre premiers tests et les quatre suivants révèle
qu’une fraction de solide de 35 % favorise la teneur en Cu pour atteindre environ 3 %.
Le changement de débit d’air n’a pas produit d’effet significatif.
La deuxième série d’essais de flottation a été réalisée en augmentant l’écart entre les deux
niveaux dans le dosage de collecteur jusqu’à ±45 % et des changements ont été aussi
apportés pour le niveau de référence. L’objectif est de confirmer l’effet des variations des
paramètres sur la teneur et la récupération.
5.3. Deuxième série d’essais
5.3.1. Planification des expériences Les nouvelles conditions expérimentales utilisées lors de cette série d'essais sont
montrées au tableau 22. Il présente des changements remarquables par rapport aux
premiers tests qui montrent bien l’effet des différents paramètres sur les indices de
performances. La combinaison 18 est une répétition du test 17 pour valider la répétabilité.
50
Tableau 22 : Plan d’expériences pour les essais – série 2
Essais Volume de
collecteur ajouté Temps de flottation
Fraction de solide Débit d’air
1 0,24 ml 1 min 20% 4 l/min 2 0,64 ml 1 min 20% 4 l/min 3 0,24 ml 3 min 20% 4 l/min 4 0,64 ml 3 min 20% 4 l/min 5 0,24 ml 1 min 40% 4 l/min 6 0,64 ml 1 min 40% 4 l/min 7 0,24 ml 3 min 40% 4 l/min 8 0,64 ml 3 min 40% 4 l/min 9 0,24 ml 1 min 20% 6 l/min 10 0,64 ml 1 min 20% 6 l/min 11 0,24 ml 3 min 20% 6 l/min 12 0,64 ml 3 min 20% 6 l/min 13 0,24 ml 1 min 40% 6 l/min 14 0,64 ml 1 min 40% 6 l/min 15 0,24 ml 3 min 40% 6 l/min 16 0,64 ml 3 min 40% 6 l/min 17 18
0,44 ml 0,44 ml
2 min 2 min
30% 30%
5 l/min 5 l/min
5.3.2. Analyse des résultats du deuxième série d’essais Les résultats obtenus sont présentés dans le tableau 23, où Rm est la récupération
massique de solide.
51
Tableau 23 : Résultats des essais – série 2
Essais tCu (%) tAg (g/t) RCu (%) RAg (%) Rm(%)
1 3,42 321,13 89,28 89,53 26,09 2 3,01 298,74 82,85 80,48 34,74 3 1,88 209,71 49,09 63,84 48,18 4 1,45 212,14 39,67 65,73 51,79 5 2,21 208,84 62,82 62,42 40,59 6 2,09 217,88 59,03 66,77 42,87 7 2,14 206,79 61,23 61,89 39,59 8 2,01 190,25 58,09 57,34 43,87 9 3,92 312,59 92,06 88,17 25,19 10 3,24 289,28 88,43 78,67 34,25 11 3,65 267,40 91,70 76,02 28,51 12 3,44 220,33 90,88 68,25 32,43 13 2,64 197,95 69,85 60,56 38,18 14 2,24 173,51 67,33 49,08 42,25 15 2,10 213,16 63,32 66,34 39,59 16 2,00 248,53 60,88 72,80 38,10 17 3,55 336,74 89,76 91,09 26,93 18 3,45 322,71 88,48 94,61 28,69
Bien que toujours limité, l’impact des variations de niveau sur la teneur est cette fois-ci
plus facilement appréciable. Leur influence demeure remarquable sur la récupération du
cuivre et d’argent.
La teneur en cuivre a pu atteindre 3,92 % dans le test 9 et celle en argent, 336,74 g/t dans
le test 17. Sans grande surprise, la teneur en cuivre et en argent augmentent lorsque la
quantité de collecteur diminue. Ceci peut être distingué d’un test à un autre avec la
variation de volume de collecteur de 0,24 ml à 0,64 ml.
Il est clair que le temps de flottation est un paramètre indispensable pour contrôler la
récupération massique. Une augmentation de temps de raclage engendre une masse
recueillie importante. La récupération massique se situe entre 25 et 51 %. Elle est
inversement liée aux teneurs (Cu et Ag) obtenues au concentré. Ceci est montré dans la
figure 22 qui présente le rendement massique en fonction de la teneur.
52
Une comparaison entre les tests 1 et 5 ou bien entre les tests 11 et 15, où le seul
changement était la fraction en solide, révèle que la teneur réagit négativement à
l’élévation de la fraction en solide.
La variation de débit d’air n’a pas encore d’effet remarquable ni sur la teneur ni sur la
récupération.
Figure 22 : Récupération massique en fonction de la teneur en cuivre
Les figures 23 et 24 présentent respectivement la teneur et la récupération en cuivre en
fonction de la teneur et la récupération en argent. Les résultats montrent que ces indices
de performance pour les deux métaux varient dans le même sens. Une augmentation de la
teneur en cuivre engendre nécessairement une augmentation de la teneur d’argent dans le
concentré.
53
Figure 23 : Teneur d’argent en fonction de la teneur en cuivre
Figure 24 : Récupération d’argent en fonction de la récupération en cuivre
54
5.4. Conclusion et recommandations L'ensemble des essais préliminaires réalisés sur le minerai de Langlois ne permet pas de
valider un protocole bien précis permettant d’augmenter la teneur du cuivre dans le
concentré de manière marquante. Toutefois, ils ont fourni une idée à propos du
comportement du minerai envers certains paramètres, à savoir, le dosage du collecteur, le
temps de flottation, la fraction de solide et le débit d’air. Ces résultats concordent bien
avec les résultats escomptés faites avec les analyses minéralogiques.
L'effet attendu des variations parait être masqué par la flottation non sélective des
minéraux indésirables ou bien la libération insuffisante de la chalcopyrite.
À la lumière des résultats obtenus, d’autres tests de flottation sont recommandés pour
évaluer la quantité maximale récupérable.
Pour obtenir une bonne teneur, il faudrait diminuer davantage la quantité de collecteur et
maintenir une faible fraction en solide. Ceci viserait à limiter la masse récupérée,
augmenter la teneur et maintenir une bonne récupération de cuivre et d’argent.
5.5. Essais finaux
5.5.1. Manipulation Le but de cet essai est de déterminer la possibilité d’enrichir le concentré de flottation
éclair.
La première étape des essais consiste à faire une étape d’ébauchage suivie puis de trois
étapes de nettoyage et finalement une d’épuisage. La figure 25 montre le diagramme
d’écoulement des essais.
55
Figure 25 : Diagramme d’écoulement des essais en laboratoire
Les conditions utilisées pour chacun de ces essais de flottation sont présentées au tableau
24. Le premier essai d’ébauchage a été réalisé avec un dosage de collecteur de 0,14 ml,
une fraction en solide de 30%, un temps de flottation de 30 s et un débit d’air de 5 l/min.
Le deuxième essai d’ébauchage a été effectué avec un dosage de collecteur de 0,20 ml,
une fraction en solide de 35%, un temps de flottation de 1 min et un débit d’air de 6
l/min. Les tests de nettoyage et d’épuisage ont été réalisés en suivant les mêmes
procédures utilisées dans l’usine pour l’ajout des réactifs (le collecteur et le moussant).
Le moussant a été ajouté à l’étape d’ébauchage et à la troisième étape de nettoyage.
56
Tableau 24 : Protocole expérimental
5.5.2. Analyse des résultats des essais finaux Les tableaux 25 et 26 présentent la teneur et la récupération de cuivre et le rendement
massique du concentré de chaque étape de flottation dans les deux séries d’essaies.
Tableau 25 : Résultats des essais – Test 1
Teneur (%)
Rendement Cu (%)
Rendement massique (%)
Concentré dégrossissage 1,80 68,41 19,00 Concentré nettoyage 1 2,39 97,66 73,68 Concentré nettoyage 2 3,15 98,95 75,00 Concentré nettoyage 3 5,88 93,33 50,00
Tableau 26 : Résultats des essais – Test 2
Teneur (%)
Rendement Cu (%)
Rendement massique (%)
Concentré dégrossissage 1,11 86,79 37,50 Concentré nettoyage 1 1,50 90,90 72,00 Concentré nettoyage 2 1,90 98,19 77,78 Concentré nettoyage 3 4,62 98,50 40,48
Essais Étapes Collecteur Fraction solide
Temps de flottation
Débit d’air
1
Ébauchage 0,14 ml 30% 30 s 5 l/min
Nettoyages 1 0,05 ml - - - -
30 s 5 l/min 2 -
-
0,11 ml
30 s 5 l/min 3 30 s 5 l/min
Épuisage 30 s 5 l/min
2
Ébauchage
0,20 ml
35%
1 min
6 l/min
Nettoyages
1
0,07 ml
- - - -
1 min
6 l/min
2 - -
0,17 ml
1 min 6 l/min 3 1 min 6 l/min
Épuisage 1 min 6 l/min
57
Avec les dosages considérés, les résultats ne sont pas suffisamment satisfaisants. Après
trois étapes nettoyage, la teneur n’a pas dépassé 6 %. Il est alors impossible de nettoyer le
concentré de dégrossissage. Il parait que la pyrite est le contaminant principal du
concentré. Cependant, des importantes récupérations massiques (R) et de cuivre (RCu) ont
été observés pour les deux essais.
5.5.3. Conclusion L'ensemble des essais effectués sur le minerai de Langlois ne permet pas de valider l’idée
d’envoyer le concentré de la flottation éclair dans le circuit de flottation conventionnelle
pour son nettoyage, fort probablement à cause d’un manque de libération.
5.6. Économie d’énergie
5.6.1. Introduction Le but principal de la flottation éclair est de retirer de la charge circulante les particules
déjà libérées. Cette opération peut engendrer une économie d’énergie en réduisant la
quantité de minerai à broyer.
La présente section propose une analyse pour quantifier ces gains. Elle se base sur les
résultats obtenus lors des manipulations en laboratoire pour évaluer la diminution, d’une
part de la consommation énergétique et d’autre part, de la charge de boulets utilisée.
5.6.2. Analyse des résultats et quantification des gains associés Le tableau 27 présente la distribution granulométrique du concentré obtenu lors du test de
flottation 20140703 et celle de la surverse des hydrocyclones.
58
Tableau 27 : Analyse granulométrique du concentré du test de flottation du test 20140703
et de la surverse des hydrocyclones
Ces deux flux devraient être combinés (virtuellement) pour déterminer la composition
globale du produit du circuit de broyage allant à l’étape de flottation conventionnelle. Le
tableau 28 montre la distribution granulométrique combinée.
Tableau 28 : Distribution granulométrique du mélange (virtuel) du concentré de flottation
éclair et de la surverse des hydrocyclones
Ouverture tamis (µm)
Cumulé passant de la surverse des
hydrocyclones (%)
Cumulé passant du concentré de
flottation éclair (%)
840 0,00 100,00 600 0,00 100,00 300 0,00 99,80 212 0,00 98,50 150 0,00 96,40 90 80,70 90,70 75 71,10 87,60 63 56,80 81,90 45 36,80 69,30 38 29,60 63,00
-38 2,10 0,00
Ouverture de tamis (µm)
Cumulé passant (%)
840 99,99 600 99,97 300 99,77 212 99,16 150 98,08 90 85,55 75 79,23 63 69,24 45 52,92 38 46,19
-38 0,92
F80 = 300 μm Débit relatif = 100 %
D80 = 400 μm Débit relatif = 36 %
D80 = 63 μm Débit relatif = 40 %
D80= 75 μm
D80= 300 μm Débit relatif = 60 %
D80= 90 μm Débit relatif = 24 %
Débit relatif = 64 %
60
Tableau 29 : Gain énergétique et en boulets en fonction de P80
Les résultats indiquent une diminution de la consommation, d’énergie de l’ordre de 14%
et de boulets de 18 %. Le débit massique à la sousverse des hydrocyclones est égale 158
t/h à 75% solide. D’après le tarif L des grandes puissances et en utilisant l’équation 3.10,
le gain énergétique est de l’ordre de 0,1 M$ par année pour un rendement massique à la
flottation éclair de 40 %. Cette récupération serait toutefois difficile, voire impossible à
atteindre en pratique sans détériorer la teneur du concentré.
5.6.3. Variation de P80 et bénéfices
Le tableau 30 rapporte la variation de l’énergie et de la charge de boulets en fonction de
de P80.
Tableau 30 : Diminution de l’énergie de comminution et de la charge de boulets associées
à la variation de P80
P80
(µm)
Diminution de l’énergie
(%)
Diminution de la charge de boulets
(%)
65 2,57 2,63
70 9,51 7,90
75 13,84 18,42
80 18,66 26,32
90 27,08 39,47
Wi P80
F80
E
ΔE
Charge
boulets
boulets charge
(kWh/t) (µm) (µm) (kWh/t) (%) (%) (%)
Sans flottation
éclair
18 63 300 13,69 - 38 -
Avec flottation
éclair
18 75 300 11,80 -14 31 -18,42
61
Une élévation de 5 µm du P80 engendre une diminution de 7 % de l’énergie et de 5 % en
charge de boulets. L’augmentation du P80 a donc des bénéfices économiques
considérables.
5.6.4. Variation d’énergie en fonction de la récupération massique Le tableau 31 montre les gains énergétiques associés à différents scénarios de
récupération massique dans la flottation éclair.
Tableau 31 : Économie d’énergie en fonction de la récupération massique dans la
flottation éclair
Rm(%) Diminution de l’énergie
(%) 5 0,00 10 6,21 20 10,70 30 12,21 40 13,84
La récupération de 5% en masse ne génère pas de réduction de la consommation
d’énergie. Le gain commence à être intéressant à partir de 20% de récupération massique.
5.6.5. Conclusion La flottation éclair permet de bien récupérer l’argent dans la charge circulante du circuit
de broyage avec un rendement massique inférieur à 5 %. Le concentré produit pourrait
être directement envoyé au concentré final de l’usine. Pour être intéressant du point de
vue énergétique, la flottation éclair doit récupérer plus que 20 % de la masse traitée
(sousverse des hydrocyclones).
Dans le cas de la mine Langlois, on ne peut s’appuyer que sur le bénéfice métallurgique
pour évaluer la faisabilité économique.
Le chapitre 6 énonce les conclusions générales et propose une discussion sur les travaux
futurs.
63
Chapitre 6 Conclusion
6.1. Résultats de la présente recherche Ce projet de maîtrise avait pour but de résoudre le problème de surbroyage des particules
déjà libérées, ce qui entraîne un coût énergétique inutile et des pertes en métaux précieux
dans les particules trop fines.
La solution proposée consiste à avoir recours à une technologie appelée la flottation éclair
et à analyser son impact positif sur la consommation énergétique de l’usine et sur le
rendement en cuivre et en métaux précieux.
La technique étudiée devrait permettre une récupération des métaux précieux qui tendent
à s’accumuler à la sousverse des hydrocyclones. La problématique a été étudiée à partir
du cas de la mine Langlois, de la société Nyrstar, qui exploite un gisement de zinc et de
cuivre, contenant de l’or et de l’argent.
Des essais en laboratoire ont été effectués en variant le pourcentage en solide dans la
cellule de flottation éclair, le débit d’air, le temps de flottation et le dosage de collecteur
pour évaluer leur impact sur les indices de performance. La flottation éclair permet de
récupérer une bonne partie de l’argent dans la charge circulante du circuit de broyage
avec un rendement massique inférieur à 5%. Le concentré ainsi produit pourrait être
envoyé au concentré final de l’usine.
En ce qui concerne le potentiel de la flottation éclair pour diminuer l’empreinte
énergétique de cette usine de traitement des minerais, l’analyse a été effectuée en
combinant virtuellement le concentré de la flottation éclair, qui possède un P80 élevé,
avec le produit de la surverse des hydrocyclones ayant un P80 égal à 63 µm. Ceci permet
d’augmenter la dimension du produit de broyage ce qui se traduit par une baisse de la
quantité d’énergie utilisée par le broyeur à boulets.
64
Pour être intéressant du point de vue énergétique, la flottation éclair devrait récupérer
plus que 20 % de la masse alimentée. Dans le cas de la mine Langlois, on ne peut
s’appuyer que sur le bénéfice métallurgique pour évaluer la faisabilité économique.
6.2. Recommandations L’application de la flottation éclair peut apporter des gains énergétiques et aussi des gains
pour les indices de performance métallurgique de l’usine. Des balises devraient être
toutefois respectées pour pouvoir appliquer le procédé dans d’autres circuits :
Si une récupération massique faible est visée, il n’est possible d’avoir un gain
énergétique que si la distribution massique est grossière. Ceci dépend de la valeur
du D80 de la surverse. Toutefois, il a été démontré qu’une faible variation de P80
du circuit engendre un gain énergétique important.
Si une récupération massique élevée est requise, la teneur de cuivre
d’alimentation devrait être de l’ordre de 1,5 % et plus et la quantité de minéral
d’intérêt grossier et libérée, supérieure à 70 % pour avoir des teneurs de concentré
satisfaisantes.
Si un gain énergétique est demandé, la récupération massique doit être supérieure
à 20 %.
6.3. Travaux futurs Si la récupération massique est négligeable à la mine Langlois, l’intérêt majeur de
l’installation d’une unité de flottation éclair sera d’appauvrir la charge circulante en
argent. Le concentré pourrait alors être ajouté au produit final pour le valoriser puisqu’il
contient une quantité intéressante d’argent. La capacité de la flottation éclair à récupérer
ce métal précieux de la charge circulante a donc été démontrée. La suite des travaux
devrait maintenant être basée sur les essais en boucle fermée pour démontrer la faisabilité
économique de cette technologie à la mine Langlois. Il serait alors important de
considérer la contribution de l’or à la valeur du concentré produit.
65
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67
ANNEXE A Analyses granulométriques et granulochimiques
68
Distribution granulométrique Analyses chimiques Ouvertures
de tamis (µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé Retenu
(%)
Cumulé Passant
(%)
Zinc (%)
Cuivre (%)
Plomb (%)
Argent (g/t)
846 27,56 10,5 10,5 89,5 4,36 0,30 0,11 24 650 8,11 3,1 13,6 86,4 6,67 0,37 0,16 42 300 25,97 9,9 23,5 76,5 8,16 0,40 0,19 42 212 21,04 8,0 31,5 68,5 9,62 0,47 0,21 49 150 25,39 9,7 41,1 58,9 12,13 0,25 0,25 80 90 59,93 22,8 63,9 36,1 13,75 0,29 0,29 79 75 25,1 9,6 73,5 26,5 10,71 0,30 0,30 91 63 26,66 10,1 83,6 16,4 8,01 0,33 0,33 87 45 23,01 8,8 92,4 7,6 7,00 0,51 0,51 102 38 5,87 2,2 94,6 5,4 8,92 0,85 0,85 121 -38 14,08 5,4 100,0 0,0 10,57 0,61 0,61 118
Total 262,72 g
Test 20140608
69
Distribution granulométrique Analyses chimiques
Ouvertures de tamis
(µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé retenu (%)
Cumulé passant
(%)
Zinc (%)
Cuivre (%)
Plomb (%)
Argent (g/t)
846 24,1 9,29 9,29 90,3
6,42 0,27 0,13 18 650 8,71 3,35 12,6 87,35
7,52 0,35 0,18 29
300 25,91 9,98 22,63 77,36
9,19 0,42 0,18 37 212 19,76 7,61 30,25 69,74
10,7 0,48 0,20 41
150 25,33 9,76 40,02 59,98
12,88 0,25 0,22 34 90 59,85 23,07 63,08 36,91
14,22 0,30 0,29 79
75 25,02 9,64 72,73 27,26
12,76 0,31 0,29 86 63 28,97 10,40 83,13 16,86
9,47 0,33 0,31 83
45 23,01 9,64 92,77 7,22
7,9 0,50 0,52 92 38 6,23 2,40 95,17 4,82
10 0,86 0,80 114
3-380 12,51 4,82 100,0 0,0
11,94 0,65 0,78 125 Total 259,40 g
Test 20140615
70
Distribution granulométrique Analyses Chimiques Ouvertures
de tamis (µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé retenu (%)
Cumulé passant
(%)
Zinc (%)
Cuivre (%)
Plomb (%)
Argent (g/t)
846 28,58 10,4 10,4 89,5 5,36 0,30 0,11 24 650 9,01 3,3 13,7 86,2 6,67 0,37 0,13 42 300 26,99 9,8 23,6 76,3 8,16 0,40 0,18 42 212 21,94 8,0 31,6 68,3 9,62 0,47 0,20 49 150 26,41 9,6 41,3 58,6 11,13 0,25 0,22 80 90 60,83 22,2 63,5 36,4 10,75 0,30 0,29 79 75 26,12 9,5 73,1 26,8 10,71 0,32 0,29 68 63 27,56 10,0 83,2 16,7 6,01 0,34 0,31 134 45 24,03 8,7 92,0 8,0 7,03 0,52 0,52 155 38 6,77 2,4 94,4 5,5 5,92 0,75 0,85 77
3-380 15,1 5,5 100,00 0,00 12,57 0,64 0,61 89 Total 273,34 g
Test 20140630
71
Distribution granulométrique Analyses chimiques
Ouvertures de tamis
(µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cum. Retenu
(%)
Cumulé passant
(%)
Zinc (%)
Cuivre (%)
Plomb (%)
Argent (g/t)
846 25,1 9,5 9,5 90,5 3,89 0,21 0,13 20 650 7,71 2,9 12,4 87,6 5,24 0,36 0,15 31 300 24,91 9,4 21,8 78,2 7,14 0,40 0,19 43 212 20,76 7,9 29,7 70,3 7,22 0,45 0,21 50 150 25,33 9,6 39,3 60,7 13,15 0,24 0,26 68 90 59,85 22,6 61,9 38,1 12,34 0,29 0,29 134 75 25,02 9,5 71,4 28,6 14,42 0,30 0,31 155 63 28,97 11,0 82,3 17,7 9,10 0,31 0,42 77 45 19,00 7,2 89,5 10,5 6,11 0,48 0,48 89 38 5,23 2,3 91,6 8,5 10,27 0,87 0,88 90 -38 22,51 8,4 100,0 0,0 10,74 0,64 0,53 112
Total 264,39 g
Test 20140624
72
Fraction cumulative retenue du test 20140703
Ouvertures de tamis
(µm)
xa %
xu %
xo %
840 9,02 34,47 0,01 600 2,27 5,96 0,02 300 4,74 11,53 0,20 212 3,08 6,19 1,23 150 4,19 6,85 2,15 90 13,48 15,06 5,72 75 6,69 5,01 3,12 63 8,57 5,94 5,62 45 12,87 4,82 12,67 38 6,65 1,16 6,23 -38 28,44 3,01 63,03
% solide 60 75 40
73
Distribution granulométrique Analyses chimiques
Ouvertures de tamis
(µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé retenu (%)
Cumulé passant
(%)
Zinc (%)
Cuivre (%)
Plomb (%)
Argent (g/t)
846 19,9 10,0 10,0 90,0 5,65 0,32 0,13 33 650 6,34 3,2 13,2 86,8 5,81 0,41 0,41 37 300 20,07 10,1 23,3 76,7 7,69 0,51 0,25 52 212 14,45 7,3 30,5 69,5 9,11 0,52 0,24 56 150 16,78 8,4 38,9 61,1 11,00 0,47 0,27 70 90 42,9 21,5 60,5 39,5 11,07 0,61 0,27 72 75 16,78 8,4 68,9 31,1 7,40 0,49 0,27 59 63 19,56 9,8 78,7 21,3 5,22 0,39 0,28 58 45 19,61 9,8 88,6 11,4 4,93 0,38 0,33 57 38 6,5 3,3 91,9 8,1 6,80 0,50 0,45 71
3-380 16,22 8,1 100,0 0,0 8,25 0,66 0,39 90 Total 199,11 g
Test 20140704
74
Distribution granulométrique Analyses chimiques
Ouvertures de tamis
(µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé retenu (%)
Cumulé passant (%)
Zinc (%)
Cuivre (%) Plomb (%) Argent
(g/t)
846 27,7 12,8 12,8 87,2 3,36 0,21 0,11 16 650 4,38 2,0 14,9 85,1 7,11 0,32 0,21 36 300 16,31 7,6 22,4 77,6 7,92 0,37 0,23 53 212 15,7 7,3 29,7 70,3 8,95 0,39 0,23 44 150 19,32 9,0 38,7 61,3 11,72 0,50 0,28 39 90 48,32 22,4 61,0 39,0 13,91 0,57 0,35 75 75 18,23 8,4 69,5 30,5 11,48 0,52 0,34 82 63 21,2 9,8 79,3 20,7 7,57 0,39 0,38 72 45 21 9,7 89,1 10,9 5,73 0,33 0,57 65 38 5,58 2,6 91,6 8,4 8,01 0,41 0,94 75
3-38 18,04 8,4 100,0 0,0 9,48 0,54 0,60 77 Total 215,78 g
Test 20140723
75
Distribution granulométrique Analyses chimiques
Ouvertures de tamis
(µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé retenu (%)
Cumulé passant (%)
Zinc (%)
Cuivre (%)
Plomb (%) Argent (g/t)
846 21,61 9,8 9,8 90,2 3,63 0,22 0,11 18 650 6,2 2,8 12,6 87,4 6,90 0,26 0,26 44 300 21,14 9,5 22,1 77,9 4,60 0,21 0,18 30 212 17,06 7,7 29,8 70,2 8,08 0,34 0,24 43 150 19,53 8,8 38,6 61,4 11,35 0,45 0,31 51 90 51,16 23,1 61,7 38,3 10,86 0,49 0,35 71 75 21,37 9,6 71,4 28,6 8,45 0,40 0,35 64 63 23,94 10,8 82,2 17,8 5,28 0,27 0,37 55 45 18,98 8,6 90,7 9,3 4,62 0,26 0,60 74 38 4,67 2,1 92,8 7,2 7,10 0,34 1,09 88
3-380 15,84 7,2 100,0 0,0 8,46 0,44 0,62 74 Total 221,50 g
Test 20140724
76
Distribution granulométrique Analyses chimiques
Ouvertures de tamis
(µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé Retenu
(%)
Cumulé passant (%)
Zinc (%)
Cuivre (%) Fer (%) Plomb
(%) Argent (g/t)
846 15,47 6,7 6,7 93,3 7,08 0,31 15,29 0,22 35 650 6,27 2,7 9,4 90,6 5,46 0,26 16,53 0,20 32 300 22,21 9,6 19,1 80,9 7,96 0,33 15,51 0,23 45 212 18,29 g 7,9 27,0 73,0 9,42 0,36 20,85 0,27 48 150 21,56 g 9,4 36,4 63,6 11,26 0,44 27,60 0,33 70 90 56,02 g 24,3 60,7 39,3 11,18 0,44 32,92 0,33 74 75 21,70 g 9,4 70,1 29,9 7,66 0,37 35,75 0,33 85 63 23,50 g 10,2 80,3 19,7 5,26 0,29 36,55 0,38 79 45 16,04 g 7,0 87,2 12,8 5,93 0,29 32,62 0,54 84 38 7,75 g 3,4 90,6 9,4 7,50 0,36 24,38 0,71 85
3-380 21,67 g 9,4 100,0 0,0 8,71 0,44 19,83 0,50 86 Total 230,48 g
Test 20140806
77
Distribution granulométrique
Ouvertures de tamis
(µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé retenu (%)
Cumulé passant
(%) 840 6,42 3,2 3,2 96,8 650 2,83 1,4 4,6 95,4 300 11,56 5,8 10,5 89,5 212 11,77 5,9 16,4 83,6 150 16,89 8,5 24,9 75,1 90 43,78 22,1 47,0 53,0 75 20,93 10,5 57,5 42,5 63 29,1 14,7 72,2 27,8 45 25,38 12,8 85,0 15,0 38 7,1 3,6 88,5 11,5
3-380 22,7 11,4 100,0 0,0 Total 198,46 g 200
Distribution granulométrique Ouvertures
de tamis (µm)
Masse (g)
Retenu (%)
Cumulé retenu (%)
Cumulé passant
(%) 846 7,81 4,0 4,0 96,0 650 3,19 1,6 5,6 94,4 300 12,05 6,1 11,7 88,3 212 12,53 6,4 18,0 82,0 150 17,87 9,1 27,1 72,9 90 44,73 22,7 49,8 50,2 75 21,8 11,1 60,9 39,1 63 27 13,7 74,5 25,5 45 22,44 11,4 85,9 14,1 38 6,88 3,5 89,4 10,6 30 20,86 10,6 100,0 0,0
Total 197,16 g
Test 20140812
Test 20140813
79
ANNEXE B Analyse minéralogique
80
Libération de l’argent
Distribution des minéraux (%)
0% 0% < x < 20% 20% < x <50% 50% < x <80% 80% < x <95% 95% < x <100%
Electrum 100 0 0 0 0 0 AgAuSb 63,16 36,84 0 0 0 0 Argentite/Acanthite 0,2 7,76 92,04 0 0 0 Tetrahedrite (Freibergite) 1,34 3,45 43,83 0 0 51,38 Cuboargyrite/Miargyrite (AgSbS2)
45,71 44,29 10 0 0 0
Electrum 0 100 0 0 0 0 AgAuSb 100 0 0 0 0 0 Argentite/Acanthite 4,63 68,52 23,15 0 3,7 0 Tetrahedrite (Freibergite) 2,04 5,76 16,59 8,74 5,81 61,05 Cuboargyrite/Miargyrite (AgSbS2)
0,54 0,81 0 26,49 72,16 0
Electrum 89,36 10,64 0 0 0 0 AgAuSb 4,86 1,06 0 94,08 0 0 Argentite/Acanthite 0,44 21,05 14,47 21,64 42,25 0,15 Tetrahedrite (Freibergite) 0,52 8,41 17,7 28,79 22,82 21,75 Cuboargyrite/Miargyrite (AgSbS2)
0,77 33,59 31,27 15,44 0 18,92
Electrum 10,42 0 0 0 0 89,58 AgAuSb 12,21 0 0 0 0 87,79 Argentite/Acanthite 0,14 6,31 13,93 11,54 22,8 45,29 Tetrahedrite (Freibergite) 1,96 5,53 14,39 6,86 22,55 48,71 Cuboargyrite/Miargyrite (AgSbS2)
0 32,66 0 44,62 0 22,72
81
Libération du cuivre Distribution
des minéraux (%)
Surfaces libres des particules
0% 0% < x <20% 20% < x <50% 50% < x < 80% 80% < x <95% 95% < x <100%
-106/+75µm Chalcopyrite 0,73 4,69 14,69 16,43 20,77 42,68
Galène 9,45 38,34 21,13 10,21 1,73 19,14 Sphalérite 0,16 2,53 5,21 8,23 24,49 59,37
-75/+63µm
Chalcopyrite 0,55 4,84 10,49 16,7 27,93 39,5 Galène 5,28 21,45 15,84 11,8 14 31,63
Sphalérite 0,32 3,33 6,61 9,36 29,76 50,63
-63/+45µm Chalcopyrite 0,71 4,95 14,84 20,88 30,09 28,52
Galène 2,33 13,12 18,41 15,78 23,8 26,57 Sphalérite 0,27 3,37 8,5 12,94 31,71 43,21
-45µm
Chalcopyrite 0,11 2,78 8,54 20,58 19,58 48,41 Galène 0,5 5,15 11,05 21,47 19,4 42,43
Sphalérite 0,04 1,99 5,85 13,88 23,87 54,36
82
Association de l’argent sur toutes ses formes
-75µm/+63µm Minéraux Electrum AgAuSb Argentite/Acanthite Tétrahédrite
(Freibergite) Cuboargyrite/Miargyrite
(AgSbS2) Argentite/Acanthite 0 0 0 0,44 23,62 Tétrahédrite (Freibergite) 0 0 1,86 0 3,25 Cuboargyrite/Miargyrite (AgSbS2)
0 0 18,55 0,6 0
Chalcopyrite 0 28,31 0 4,46 0 Pyrite 0 0 37,75 12,89 7,74 Pyrrhotite 0 0 2,49 0 0 Arsénopyrite 58,12 0 0 0 0 Galène 0 0 2,01 4,35 0 Sphalérite 0 71,69 6,48 15,95 0 Surface libre 41,88 0 30,86 61,32 65,39
-106/+75µm Minéraux Electrum AgAuSb Argentite/Acanthite Tétrahédrite
(Freibergite) Cuboargyrite/Miargyrite
(AgSbS2) Chalcopyrite 0 25,55 1,82 1,03 0 Pyrite 100 0 41,62 8,56 33,54 Pyrrhotite 0 0 2,06 1,05 36,55 Arsénopyrite 0 0 1,97 0 0 Galène 0 0 0 3,83 0 Sphalérite 0 66,45 24,98 25,61 0 Ankérite 0 0 0 1,03 0 Autres 0 0 1,91 0 2,85 Surface libre 0 7,99 25,65 58,89 27,06
83
-63/+45µm Minéraux Electrum AgAuSb Argentite/Acanthite Tetrahedrite
(Freibergite) Cuboargyrite/Miargyrite
(AgSbS2) Electrum (Au30Ag70) 0 18,02 0 0 0 AgAuSb 77,99 0 0,36 0 4,4 Argentite/Acanthite 0 1,16 0 4,07 26,75 Tetrahédrite (Freibergite) 0 0 8,27 0 3,05 Cuboargyrite/Miargyrite (AgSbS2)
0 6,82 12,9 0,72 0
Chalcopyrite 0 0 0 2,45 0 Pyrite 15,46 21,14 21,28 17,77 3,65 Pyrrhotite 0 9,49 4,28 1,59 7,35 Arsénopyrite 0 0 0 3,62 0 Galène 0 0 0 0,37 0 Sphalérite 0 4,34 6,51 5,71 4,05 Muscovite 0 0 0 0,36 0 Chlorite Fe 0 0 0 0,55 0 Autres 0 4,02 1,13 0,88 6,15 Surface libre 6,55 35,01 45,26 61,9 44,59
84
-45µm Minéraux Electrum AgAuSb Argentite/Acanthite Tetrahedrite
(Freibergite) Cuboargyrite/Miargyrite
(AgSbS2) AgAuSb 0 0 1,61 0 0 Argentite/Acanthite 0 30,88 0 0,17 38,3 Tétrahédrite (Freibergite) 0 0 0,16 0 0 Cuboargyrite/Miargyrite (AgSbS2)
0 0 7,86 0 0
Chalcopyrite 0 0 1,72 1,62 0 Pyrite 7,16 0 9,89 11,98 10,81 Pyrrhotite 0 0 0,55 0 0 Galène 0 0 0 7,67 0 Sphalérite 22,69 0 0,89 7,21 0 Oxyde Fe 0 0 0,54 0 0 Quartz 0 0 1 0,26 0 Chlorite Fe 0 0 1,66 1,4 2,98 Ankérite 0 0 0,47 0 0 Autres 0 0 2,15 0 0 Surface libre 70,15 69,12 71,51 69,69 47,91
85
Association du cuivre
-106µm/+75µm Minéraux Chalcopyrite Galène Sphalérite
Electrum (Au30Ag70) 0 0 0 Argentite/Acanthite 0 0 0 Tétrahédrite (Freibergite) 0 0 0 Chalcopyrite 0 1 2 Pyrite 16 34 14 Pyrrhotite 2 1 2 Arsénopyrite 0 0 0 Galena 0 0 1 Sphalérite 17 32 0 Cassitérite 0 0 0 Oxyde Fe 1 0 0 Ilménite 0 0 0 Rutile 0 0 0 Quartz 0 0 0 Garnet (Spéssartine Fe) 0 0 0 Plagioclase 0 0 0 Muscovite 0 0 0 Chlorite Fe 0 0 0 Sidérite Mg 0 0 0 Sidérite Mn 1 0 0 Calcite 0 0 0 Ankérite 0 0 0 Bismuth 0 0 0 Autres 2 0 1 Surface libre 60 29 78
86
-63µm/+45µm Minéraux Chalcopyrite Galène Sphalérite
Chalcopyrite 0 0 1 Pyrite 21 28 17 Pyrrhotite 1 1 2 Arsénopyrite 0 1 0 Galène 0 0 1 Sphalérite 10 15 0 Cassitérite 0 0 0 Oxyde Fe 0 0 0 Ilménite 0 0 0 Rutile 0 0 0 Quartz 0 0 0 Garnet (Spéssartine Fe) 0 0 0 Plagioclase 0 0 0 Muscovite 0 0 0 Chlorite Fe 0 0 0 Kaolinite 0 0 0 Sidérite Mg 0 0 0 Sidérite Mn 0 0 0 Calcite 0 0 0 Ankérite 0 0 0 Bismuth 0 0 0 Autres 1 1 1 Surface libre 65 53 77
87
-75µm/+63µm Minéraux Chalcopyrite Galène Sphalérite
AgAuSb 0 0 0 Chalcopyrite 0 2 1 Pyrite 19 34 18 Pyrrhotite 1 1 2 Arsénopyrite 0 0 0 Galena 1 0 1 Sphalérite 12 21 0 Cassitérite 0 0 0 Oxyde Fe 0 0 0 Ilménite 0 0 0 Quartz 0 0 0 Garnet (Spessartine Fe) 0 0 0 Plagioclase 0 0 0 Muscovite 0 0 0 Chlorite Fe 0 0 0 Kaolinite 0 0 0 Sidérite Mg 0 0 0 Sidérite Mn 0 0 0 Calcite 0 0 0 Ankérite 0 0 0 Monazite 0 0 0 Bismuth 0 0 0 Autres 1 0 1 Surface libre 65 41 76
88
-45µm Minéraux Chalcopyrite Galène Sphalérite
Tétrahédrite (Freibergite) 0 0 0 Chalcopyrite 0 0 0 Pyrite 9 12 8 Pyrrhotite 1 1 1 Arsénopyrite 0 0 0 Galène 0 0 1 Sphalérite 4 7 0 Cassitérite 0 0 0 Oxyde Fe 0 0 0 Ilménite 0 0 0 Rutile 0 0 0 Quartz 1 1 1 Garnet (Spessartine Fe) 0 0 0 Plagioclase 0 0 0 Muscovite 0 0 0 Chlorite Fe 1 1 1 Kaolinite 0 0 0 Sidérite Mg 0 0 0 Sidérite Mn 0 0 0 Calcite 0 0 0 Ankérite 0 0 0 Autres 1 1 1 Surface libre 82 76 86
89
ANNEXE C Facteurs pour le calcul de la puissance des broyeurs à
boulets et semi-autogène
90
91
ANNEXE D Associations minérales
92
Deux minéraux sont associés par bordure si un pixel de l’un des minéraux se trouve adjacent à un pixel d’autres minéraux tel qu’illustré à la figure D1.
Figure D1 : Association minérale par bordure
