COFREMMI17, rue Dumont d'Urville - 75116 Paris

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MISE EN PULPE DES MINERAIS DE TIEBAGHI(Nouvelle Calédonie)

EN VUE DE LEUR LIXIVIATION SULFURIQUE

Résultats des essais effectués par le B R G MPerspectives d u n e mise en pulpe en voie diluée

Définitions des études complémentaires nécessaires

par

J. LIBAUDE - G. MORIZOT

BUREAU DE RECHERCHES GEOLOGIQUES ET MINIERES

SERVICE GÉOLOGIQUE NATIONAL

Département minéralurgie

B.P. 6009 - 45018 Orléans Cedex - Tél. (38) 63.80.01

78 SGN 450 MINAoût 1978

S O M M A I R E

RESUME

CHAPITRE 1 - INTRODUCTION 11.1 - Définition du problème 11.2 - Résultats des essais de mise en pulpe effectués par AMAX. 21.3 - Travaux effectués par le B.R.G.M 2

CHAPITRE 2 - VISITES EFFECTUEES CHEZ LES FABRICANTS DE MATERIELPOUR LA PREPARATION DES MINERAIS DE TIEBAGHI 3

2.1 - Société HANDLE 32.2 - Société NEYRTEC 32.3 - Société Five Cail Babcock 42.4 - Ciments français - Usine de Guerville 4

CHAPITRE 3 - ESSAIS DE MISE EN PULPE 5

3.1 - Essais de mise en pulpe en voie épaisse 53.1.1 - Minerais garnièritiques 5

3.1.2 - Minerais latéritiques 6

3.2 - Essais de mise en pulpe en voie diluée 63.2.1 - Essais de laboratoire 6

3.2.1.1 - IÍLYIVUUÁ gcvini&Utiqute 63.2.7.2 - MlneÄjcUA ¿aiífuXlqua, 8

3.2.2 - Essais pilotes 83.2.3 - Observations sur les essais de compactage 11

3.3 - Avantages de la mise en pulpe en milieu dilué suivie d'uncompactage 123.3.1 - Au niveau du procédé 123.3.2 - Au niveau économique 13

CHAPITRE 4 - ESSAIS COMPLEMENTAIRES 154.1 - Essais de laboratoire 154.2 - Campagne sur échantillons de sondages 154.3 - Essais de réchauffage indirect des pulpes après

compactage 154.4 - Essais complémentaires sur minerais 15

CONCLUSIONS 17

LISTE DES ANNEXES

ANNEXE A - COMPTE RENDU DE VISITE DE LA SOCIETE HANDLE A MUHLACKER (R.F.A.)

ANNEXE B - COMPTE RENDU DE VISITE DE LA BRIQUETTERIE LAMOUR A WAZIERS (NORD)(28 avril 1978)

ANNEXE C - COMPTE RENDU DE VISITES SOCIETE NEYRTEC

ANNEXE D - COMPTE RENDU DE VISITES DE LA SOCIETE DES CARRIERES DU BOULONNAIS(PAS-DE-CALAIS)

ANNEXE E - COMPTE RENDU VISITE NEYRTEC

ANNEXE F - COMPTE RENDU VISITE FIVES-CAIL BABCOCK AVON (SEINE ET MARNE)

ANNEXE G - RESULTATS D'ESSAIS D'EPAISSISSEMENT EN LABORATOIRE EFFECTUES SUR UNEPULPE DE GARNIERITE DE TIEBAGHI PAR LA SOCIETE FCB (AVON)

ANNEXE H - ESSAIS DE MISE EN PULPE DU MINERAI GARNIERITIQUE DE TIEBAGHI (VOIEEPAISSE)

ANNEXE I - INFLUENCE DU TEMPS ET DE LA QUALITE DE L'EAU

ANNEXE J - RESULTATS D'ESSAIS D'EPAISSISSEMENT EN LABORATOIRE EFFECTUES SUR UNEPULPE DE GARNIERITE DE TIEBAGHI (NOUVELLE-CALEDONIE) PAR LA SOCIETENEYRTEC

ANNEXE K - COMPTE RENDU D'ESSAIS NEYRTEC

ANNEXE L - PREPARATION DES PULPES EN VUE DE LA LIXIVIATION SULFURIQUE DESMINERAIS DE NICKEL DE TIEBAGHI (NOUVELLE-CALEDONIE)

ANNEXE M - ANALYSES CHIMIQUES ET GRANULOMETRIQUES DES PRODUITS

ANNEXE N - FLOCULATION BOULETTANTE

ANNEXE O - PROPOSITION NEYRTEC SUR L'ETUDE DU TRANSPORT HYDRAULIQUE

ANNEXE P - DESCRIPTION DES ESSAIS MINERALURGIQUES SUR CAROTTES DE SONDAGE

ANNEXE Q - EVALUATION DES MOYENS POUR LA CAMPAGNE DE SONDAGES

RESUME

Le Département Minéralurgie du B.R.G.M. a effectué des essais discon-tinus de laboratoire et des essais continus en pilote de mise en pulpe des mine-rais garnièritiques et latéritiques de Tiébaghi en vue de leur lixiviationsulfurique sous pression. Les résultats obtenus permettent de proposer, commevariante à la solution retenue par AMAX une mise en pulpe en voie diluée suivied'un compactage par floculation boulettante. Les avantages escomptés résideraientessentiellement dans les points suivants : souplesse du procédé tant du point devue facilité de conduite qu'aptitude à traiter des minerais de propriétés physi-ques variées (liées en grande partie à leur teneur en argile), possibilitéd'élimination de phases minéralogiques gênantes (chromite), possibilité de trans-port hydraulique mine-usine et amélioration probable des conditions du réchauf-face indirect.

Une première évaluation montre que l'économie réalisée sur le trans-port du minerai en conduite serait nettement supérieure tant du point de vueinvestissement que frais opératoires aux dépenses supplémentaires nécessitéespar l'étape de compaction.

Des essais complémentaires destinés à généraliser les possibilités decompactage sur des minerais fraîchement extraits d'une part et sur des mineraisd'origine variée dans le gisement d'autre part, sont à prévoir.

CHAPITRE 1

INTRODUCTION

1.1 - Définition du problème

Le projet de lixiviation sulfurique des minerais oxydés de Tiébaghitel qu'il a été défini dans le cadre "Task Force" 1977 prévoit l'alimentationde l'usine hydrométallurgique par deux flux de minerais préparés à partir d'untout-venant contenant autant de garnièrite que de latérite :

- l'un entrant directement dans les autoclaves à une température de275°C sous forme d'une pulpe à 31 % de solides et relativement pauvreen magnésium ; cette fraction représente en poids 67 % du minerai etcontient 26 % du magnésium total ;

- l'autre destiné à la neutralisation des solutions avant et après laprécipitation des sulfures ; cette fraction qui doit être calcinéeafin d'augmenter le pouvoir neutralisant du magnésium représente33 % en poids du minerai et contient 74 % du magnésium.

La pulpe sortant de l'unité de préparation mécanique et entrant dansl'autoclave doit être chauffée par injection de vapeur récupérée, elle estdonc diluée et de ce fait il est nécessaire qu'avant chauffage elle titre 42 %de solides.

Depuis les travaux "Task Force" cependant, la définition du problèmea évolué dans le sens où d'une part le besoin en agent neutralisant magnésiumest plus faible (50 % seulement du Mg total doit être présent dans la fractiondestinée à être calcinée) et d'autre part, le chauffage indirect de la pulpepar la vapeur, donc sans dilution, devient une alternative probable ; cettepossibilité semble contraindre à une diminution de 31 à 28 % de la teneur ensolides de la pulpe à l'entrée des autoclaves.

Par ailleurs, la répartition des réserves entre minerais garnièritiqueset minerais latéritiques a été précisée et il semble actuellement que l'alimen-tation de l'usine puisse se faire avec un rapport poids de minerai garnièritiqueà minerai latéritique se rapprochant de 2.

A l'heure actuelle on peut donc dire que la préparation mécaniquedevra assurer l'approvisionnement de l'usine en deux flux, l'un sous forme d'unepulpe titrant entre 28 et 42 % de solides, et représentant l'essentiel de l'ali-mentation, l'autre sous forme d'un produit le plus sec possible et contenantentre 50 et 80 % de magnésium sous la forme la plus condensée possible.

Cette définition sera probablement précisée, et éventuellement modi-fiée, au cours des essais pilotes de lixiviation, voire pendant les premièresphases de la vie industrielle de l'usine.

- 2 -

1.2 - Résultats des essais de mise en pulpe effectués par AMAX

L'expérience de mise en pulpe d'AMAX repose essentiellement sur desessais effectués sur les garnièrites et les latérites provenant de la zone del'échantillon industriel de Tiébaghi, géographiquement excentrée par rapportau gisement.

Elle repose également sur des essais sur latérites provenant d'autresgisements (Prony en particulier).

Les conclusions qu'AMAX tire de cette expérience sont les suivantes :

- L'épaississement des minerais de Tiébaghi est impossible par desprocédés classiques après mise en pulpe avec addition d'eau importante. Enconséquence, il est nécessaire en vue de préparer une pulpe à teneur en solidessuffisante, d'effectuer un débourbage avec un minimum d'addition d'eau, puis deséparer par classement granulométrique cette pulpe en deux fractions, l'unepauvre, l'autre riche en magnésium, toujours avec le minimum d'addition d'eau.

- Il est possible par une telle mise en pulpe en voie épaisse depréparer des pulpes garnièritiques titrant 38 % en solides et des pulpes latéri-tiques titrant 45 % en solides, ce qui permet d'atteindre, compte tenu des répar-titions des garnièrites et des latérites entre les deux flux, une teneur en soli-des de l'ordre de 40 à 42 % dans le flux peu magnésien.

AMAX, par ailleurs souligne le manque de souplesse de la mise en pulpeen milieu non dilué essentiellement en ce qui concerne les minerais garnièriti-ques.

Par ailleurs, vu la viscosité des pulpes épaisses, leur transport hy-draulique entre la mine et le site de l'usine qui aurait pu constituer unealternative économique au transport par camions, semble devoir être exclu.

1.3 - Travaux effectués par le B.R.G.M.

Dans ce cadre, il a semblé intéressant au département Minéralurgie duB.R.G.M., de rechercher si une variante par mise en pulpe en milieu dilué suivied'un épaississement ne pouvait être mis au point par un procédé moins classiqueque ceux étudiés par AMAX. Les bénéfices visés par ces recherches reposaientessentiellement dans la souplesse de la conduite des opérations, d'adaptationpossible à des minerais à teneur en argile variable, la possibilité d'éliminationpar travail en milieu dilué de phases minérales gênantes du fait de leur carac-tère abrasif ou simplement stériles et enfin la possibilité de transport hydrau-lique entre la mine et l'usine.

Cette étude a débuté par une enquête auprès de fabricants de matérielet d'industriels ayant à traiter des minerais argileux ; puis des essais delaboratoire et en pilote ont été menés de façon à vérifier les possibilitésd'une technique développée récemment : le surépaississement par floculationboulettante, et à les comparer à celles de la mise en pulpe en voie épaisse.

- 3 -

CHAPITRE 2

VISITES EFFECTUEES CHEZ LES FABRICANTS DE MATERIEL,

POUR LA PREPARATION DES MINERAIS DE TIEBAGHI

Différentes Sociétés ont été contactées dans le cadre de cette étude,pour faire le tour des possibilités techniques susceptibles de convenir à larésolution de notre problème. Les compte-rendus de visite sont donnés en annexes.

2.1 - Société HANDLE (MUHLACKER - R.F.A.)

La Société HANDLE est un constructeur spécialisé dans la fabricationd'appareils de préparation et de manutention de produits argileux et schisteux,travaillant particulièrement dans le secteur "Céramiques" et "Briques et Tuiles"(annexe A).

Parmi les appareils examinés chez HANDLE, l'un a retenu plus particu-lièrement notre attention , le laminoir épierreur, qui conviendrait pour éliminer,avant le trommel-débourbeur, les blocs stériles présents dans la latérite, touten la "déstructurant". Si la nécessité de la mise en compression des mineraislatéritiques avant leur mise en pulpe, était démontrée, l'emploi de cet appareilserait à envisager.

Un petit modèle de laminoir épierreur a été visité dans une tuilerieà Douai (annexe B). Un autre, travaillant avec un plus gros débit de blocs gros-siers, est visible à Jandelaincourt (Meurthe-et-Moselle).

2.2 - Société NEYRTEC (Grenoble)

NEYRTEC est un constructeur de matériel de préparation des matériauxet minerais. Son domaine d'action s'étend du secteur "carrières" (Granulats etMatériaux) au secteur mine (phosphates, substances utiles).

Sa gamme de fabrication comprend tous les appareils classiques de lapréparation des minerais et des argiles : concasseurs, broyeurs, cribles, clas-sificateurs, cyclones, débourbeurs, épaississeurs.

De plus, NEYRTEC est aussi spécialisé dans le transport hydrauliquedes solides et des pulpes et a déjà procédé au montage d'un certain nombre d'ins-tallations .

Actuellement, NEYRTEC est en train de développer une nouvelle techniqued'épaississement des pulpes, utilisant une floculation en deux étapes, accompa-gnée d'un tassage mécanique des flocs. Cet appareil, le Tasster, est déjà entréen service dans différentes usines (carrières du Boulonnais, mines de phosphates)pour compacter des fractions fines stériles (annexe D).

- 4 -

Une coopération s'est très rapidement engagée avec NEYRTEC pourl'étude du compactage des minerais de Tiébaghi. Les résultats en sont donnésplus loin (chapitre 3 et annexes C, E, J).

L'ensemble des possibilités techniques développées par NEYRTECa pu être apprécié au cours de la visite des carrières du Boulonnais, dontles installations de débourbage, classification et compactage ont été entière-ment montées par cette Société. Le tonnage de cette usine est d'environ1000 t/h ; le débit de la station de compactage est de 60 t/h de solides.

2.3 - Société Five Caii Babcock

La Société FCB construit du matériel minier : concasseurs, broyeurs,débourbeurs, bacs à milieux denses, etc.. ; FCB a aussi mis au point un appareilde laboratoire destiné à compacter les pulpes, suivant le même principe que leTasster de chez NEYRTEC. Cependant cet appareil n'a pas eu, à ce jour, de déve-loppement industriel.

Quelques tests de compactage en éprouvette ont été réalisés chez FCB.Les résultats, moins bons que ceux obtenus chez NEYRTEC 5 sont néanmoins du mêmeordre de grandeur (annexes F, G).

2.4 - Ciments Français - Usine de Guerviiie

L'usine des Ciments Français à Guerville assure la préparation de soncru par un traitement en voie humide comprenant des étapes de débourbage, clas-sification, broyage... menées en pulpe épaisse. Le cru avant l'entrée au fourse présente sous forme de pulpe à environ 65 % de solide (argile + calcaire).Les opérations de criblage fin (2 mm) s'effectuent sans colmatage des toilesmalgré la consistance du produit, mais nécessitent l'emploi de cribles derinçage dont les eaux sont recyclées en tête de l'usine. Le pompage des pulpes(viscosité Smith de 3,5) est assuré par des pompes centrifuges. Avant l'entréedans le four, la pulpe à 65 % de solide est stockée dans 3 bassins circulairesde 10.000 m3, assurant 15 jours de marche de l'usine. Un système d'agitationpar injection d'air évite la prise en gel de la pulpe en la maintenant en agita-tion. Des dispersants (silicate de sodium essentiellement) sont quelquefoisajoutés en fonction des variations de la nature des argiles.

- 5 -

CHAPITRE 3

ESSAIS DE MISE EN PULPE

Ces essais ont été effectués sur les minerais suivants, provenantde la zone de "l'échantillon industriel" :

- un échantillon d'environ 20 tonnes de minerai garnièritique prélevéle 8 mars 1978 sur le stock d'Aiguebelle par MM. DURAND et LIBAUDE ;.

- six échantillons garnièritiques dits de "faciès lithologiques" préle-vés en décembre 1976 en Nouvelle Calédonie (Rapport 76 NOV 8) d'envi-ron une tonne chacun ;

- un échantillon latéritique d'environ deux tonnes (expédition defévrier 1978, suite à la demande telex du 5/01/1978 de P. OLLIVIER).

3.1 - Essais de mise en pulpe en voie épaisse

Comme nous l'avons indiqué en introduction, dans l'état d'avancementtechnique des travaux au moment de l'élaboration du rapport :'Task Force", AMAXprévoyait la préparation d'une pulpe titrant 42 % de solides obtenus par mélangedes pulpes garnièritiques et latéritiques avec un rapport poids sec de tout-venant garnièritiques et latéritiques égal à 1. La garnièrite, minerai reconnucomme le plus difficile à mettre en pulpe pouvait être obtenue sous forme d'unesuspension à 38 % de solides tandis qu'avec la latérite, la valeur de 45 % pou-vait être atteinte.

3.1.1 - Minerais garnièritiques (annexe H)

En confirmation des essais AMAX, une pulpe à 38 % de solides aprèsclassement à 630 ym a pu être préparée au cours d'une opération en continu àun débit de l'ordre de une tonne/heure sur l'échantillon d'Aiguebelle ; cettepulpe est pompable par une pompe centrifuge classique.

Il faut cependant noter les points suivants :

- le trommel débourbeur travaille à la limite de ses possibilités quantau pourcentage en solides de la pulpe débourbée (57,2 %) ;

- des tests de laboratoire semblent confirmer que la teneur de 38 % estun maximum impossible à dépasser et indiquent qu'une augmentation dutemps de délitage ne serait que préjudiciable à l'opération (augmen-tation de la viscosité plastique et du seuil d'écoulement - voirdéfinition de ces termes figure 3, annexe H).

Effets du vieillissement et de la qualité de l'eau (annexe I)

Des mesures rhéologiques (viscosité plastique et seuil d'écoulement)ont été effectuées sur des pulpes préparées en voie épaisse avec de l'eau duréseau urbain d'Orléans (voir analyse en annexe I) et de l'eau distillée, aprèsdes temps de repos croissant entre 0 et 480 heures pour des teneurs en solidesde 26 et de 36 %.

- 6 -

Les résultats obtenus ne montrent aucun effet sensible du vieillisse-ment des pulpes ; en revanche, le seuil d'écoulement de pulpes préparées avecde l'eau distillée semble supérieur à celui de pulpes préparées avec de l'eaud'Orléans (4-00 et 300 dynes/cm2 respectivement pour une pulpe à 26 % de solides).

3.1.2 - Minerais lateriticjues

Aucun essai visant directement à une mise en pulpe en voie épaissen'a été effectué pour confirmer les résultats d'AMAX qui considère que l'obten-tion d'une pulpe titrant 45 % de solides est possible sur les minerais latéri-tiques de Tiébaghi. Cependant, en nous fondant sur le déroulement d'un essai demise en pulpe d'un échantillon latéritique en voie diluée (paragraphe 2 en anne-xe L) au cours duquel une pulpe titrant 14,4 % de solides a été préparée aprèscriblage à 630 ym (le débourbage ayant eu lieu à une teneur en solides de 17,2 % ) ,nous pensons qu'il sera très difficile, voire impossible de préparer une tellepulpe à 45 % de solides. Le criblage en particulier semble devoir être extrême-ment délicat. Rappelons que le minerai latéritique brut titre 55 % de solides.

3.2 - Essais de mise en pulpe en voie diluée

Le procédé de compactage fondé sur la floculation boulettante (annexe N)avec élimination d'eau et développé par NEYRTEC dans ses appareils ::Clariflux::

et "Tasster" (voir chapitre 2, § 2, et annexes C, D), ayant semblé intéressantpour pallier les difficultés d'épaississement, des essais de laboratoire ontété conduits à Grenoble puis des essais pilotes à Orléans, surtout sur des mine-rais garnièritiques, mais également sur l'échantillon latéritique disponible.

3.2.1 - Essais_de_laboratoire

3.2.1.1 - yu.Yi2AoÁJ¡ Qatou.2JuJMiu.2A

Des essais ont été menés sur un échantillon provenant d'Aiguebelleet sur les six échantillons de faciès (voir annexe J et annexe K).

Le premier test mené sur l'échantillon d'Aiguebelle a conduit aprèsclassification à 100 ym de la pulpe 0-630 ym, compactage du 0-100 um, égouttagedu 100-630 ym et mélange des fractions 0-100 ym après compactage et 100-630 ymaprès égouttage, à une teneur en solides de 44 %.

Le tableau suivant récapitule les tests de laboratoire effectués àGrenoble (sur la base de quelques essais, on a considéré que la fraction100-600 ym pouvait être égouttée jusqu'à une teneur en solides de 70 % ) .

Il apparaît que l'épaississement obtenu est étroitement lié à l'échan-tillon d'une part, et au dosage de floculant d'autre part (voir n° 306).

Echantillonf- y s* A t*OtidlLe

Aiguebelle

Aiguebelle

301

302

303

304

305

306

306

Rapport poidsfraction 100-600 ymfraction 0-600 ym

0,40

0,40

0,39

0,36

0,36

0,31

0,39

0,35

0,35

Addition de floculanten g/tonne sèchede 0-100 ym

500

320

320

320

320

320

320

320

450

Teneur en solides %obtenue sur

0-100 ym

35,0

34,8

30,4

27,2

30,5

27,1

29,6

28,6

33,1

Teneur en solides %obtenue après mélangedu 0-100 ym compacté

et du 100-600 ym ëgoutté

43,8

43,6

39,0

34,9

38,3

33,5

38,2

36,1

40,6

- 8 -

3.2.1.2 - UinoMÚÁ ZJHWIÁMXI\X<U>

Des essais de laboratoire ont conduit à une pulpe 0-100 ym titrantentre 26 et 30 % de solides avec une addition de 400 g/t de floculants (l'impré-cision provient en grande partie du mode de décharge du produit).

3.2.2 - Essais £ilotes

Les essais pilotes ont été menés en deux campagne (du 25 au 28 avrilet du 16 au 24 mai) à Orléans en utilisant les installations BRGM/MIN pour lapréparation de la pulpe et le camion laboratoire Neyrtec pour le compactageproprement dit. La première campagne a conduit à des résultats irréguliers àcause essentiellement du dispositif de reprise des boues épaissies à la sortiedu Tasster, dispositif qui a été modifié pour la deuxième campagne.

Les essais sont décrits en détail dans les annexes K et L, ils ontété effectués sur le minerai garnièritique d'Aiguebelle, sur le minerai laté-ritique et sur un mélange des deux minerais.

Les résultats sont donnés dans le tableau suivant.

Type duminerai

Garnièrite

Latérite

Garnièrite +latérite dansle rapport 1,3(coupure95 y m pour lalatérite et86 ym pour lagarnièrite)

Fractionen ym

86 - 630

0 - 8 6

95 - 630

0 - 9 5

Sables

Boues

Poids de

la fraction% du 0-630 ym

40

60

7

93

22,3

77,7

Teneur en

solides %de la fraction

56,6

35,3

56,9

32,0

58,0

32,5

Addition de

floculantg/tonne

350

460

450

Teneur en solides %du 0-630 ym après

mélange du 0-100 ymcompacté et du 100-630 ym

êgoutté

41,6

33,0

36,0

- 10 -

L'épaississèment obtenu effectivement sur les boues du mélangegarnièrites + latérites est le même, à 0,4- point près, que celui calculé defaçon pondérée à partir de l'épaississement de la garnièrite et de celui dela latérite.

Nous remarquons par ailleurs que le compactage dans cette opérationen continue est légèrement meilleur que celui atteint au laboratoire pour lagarnièrite et nettement supérieur pour la latérite.

Mesures rhéologiques (annexe L)

Les mesures rhéologiques effectuées sur les pulpes compactées témoi-gnent d'une viscosité (seuil d'écoulement et viscosité plastique) faible ; enoutre, la compaction du mélange G + L conduit à des caractéristiques rhéologi-ques nettement plus favorables (160 dynes/cm2 et 0,8 poise à 30,1 % de solides)que la compaction séparée de chaque produit.

Des mesures rhéologiques ont par ailleurs été effectuées sur desmélanges "sables" et "boues" dans le cas de la garnièrite ; ils mettent en évi-dence une nette diminution de la viscosité (seuil d'écoulement et viscositéplastique) par rapport aux pulpes obtenues par débourbage en voie épaisse ;pour 38 % de solides nous avons les résultats suivants :

Pulpe"Débourbage voie épaisse"

Pulpe"Compactée par Tasster"

Seuild'écoulementdynes/cm^

800

200

Viscositéplastiquepoise

> 1

0,5

Ces résultats conduisent à penser que le réchauffage indirect despulpes pourrait être facilité par une compaction préalable, tout au moinsjusqu'à des températures de l'ordre de 100 à 150°C, températures auxquellesles chaînes du floculant se brisent (la décomposition en CO2 et NH3 se produità plus haute température, vers 230°C). Ce_ point qui demande à. être confirméexpérimentalement pourrait présenter un grand intérêt pour le réchauffageindirect des pulpes.

Effet de la qualité de l'eau et du vieillissement (voir annexe I)

Des essais de compactage effectués sur des pulpes vieillies de2 à 3 jours (le floculant étant ajouté au moment du test lui-même) ont conduità une chute de deux à trois points de la teneur en solides de la pulpe.

- 11 -

Par ailleurs, il a été montré que la qualité de l'eau -dont l'effetn'a pas été étudié de façon systématique- pouvait influer sur le résultat ducompactage et également sur le choix du floculant le mieux adapté.

Egouttage des sables (annexes K et L)

Afin d'estimer la teneur en solides des sables 100-630 um, plusieurstests ont été effectués, soit sur des appareils de laboratoire (la filtrationsur filtre Büchner a permis d'atteindre des teneurs en solides de 70 à 75 %)soit sur un appareil industriel (un essoreur vibrant AEG n'a permis d'atteindreque des teneurs de 60 à 62 % ) . Les essais pilotes menés à Orléans n'ayant pasvisé à l'obtention d'une humidité résiduelle minimale sur les sables, lesrésultats correspondants ne doivent pas être considérés comme un optimumtechnique.

Il paraît raisonnable de penser qu'un essorage industriel avec dépres-sion conduirait à une teneur en solides d'environ 65 à 70 %.

3.2.3 - Observations sur les essais de compactage

Les résultats des essais pilotes de compactage peuvent être optimisés,notamment en fonction des limites granulométriques des sables :

- il semble que tant que la maille de coupure entre sables et bouesn'est pas inférieure à 40 ym, la teneur en solides de la fraction "boues" aprèscompactage ne dépend pas de cette maille de coupure ; en conséquence, on a in-térêt à placer cette maille de coupure vers M-0 pm ou en dessous : la teneur ensolides du mélange boues + sables sera dans ces conditions plus élevée tandisque la consommation en floculants sera minimisée ;

- à la suite des travaux effectués après le rapport "Task Force", ilsemble que la quantité optimale de magnésium présent dans la fraction grossièrecorresponde à une coupure de 1,5 mm plutôt que 0,63 mm ; de ce fait la teneuren solides du mélange boues + sables serait augmentée, vu la part plus importantedes sables dans le mélange ;

- l'alimentation de l'usine avec un mélange de minerai plus riche engarnièrite que le mélange 1/1 initialement prévu permettrait aussi d'augmenterla teneur en solides de l'alimentation des autoclaves :

. d'une part par accroissement dans la pulpe, de la proportionpoids des sables et celle des boues garnièritiques mieuxcompactée que les boues latéritiques ;

. d'autre part, par déplacement vers le haut de la coupure granulo-métrique entre fraction magnésienne et non magnésienne. Atonnage de minerai égal, la quantité de magnésium nécessaire àla neutralisation serait la même quel que soit le rapport demélange. Si la part de garnièrite augmentait,la coupure entrefraction magnésienne et non magnésienne serait plus haute (cedéplacement serait encore plus accentué si l'on raisonnait ensupposant une production de nickel constante).

- 12 -

Dans le tableau récapitulatif suivant, sur la base des résultatsci-dessus et des analyses granule-métriques effectuées au cours de l'étuded'enrichissement en voie sèche (cas pyro), sont portées les teneurs en solidespouvant être atteintes dans les deux cas G/L égal à 1 ou à 2 et pour des granu-lométries de sables de 0,040-0,63 mm ou 0,040-1,5 mm :

Sables0,040-0,63 mm

Sables0,040-1,5 mm

G/L= 1

38- 39 %

39-40 %

G/L= 2

40-41 %

41-42 %

Pourcentages en solides pouvant être atteints par compactage

Nous n'avons pas tenu compte dans le cas G/L = 2 de l'augmentationde la maille de coupure entre fraction peu magnésienne et fraction fortementmagnésienne qui résulterait de ce changement de composition de l'alimentation.

3.3 - Avantages de la mise en pulpe en milieu dilué suivie d'un compactage

Un schéma industriel, basé sur une mise en pulpe en voie diluée etun compactage (voir planche 1) présenterait les avantages suivants :

3.3.1 - Au_niveau du ££océdé

. Souplesse d'un schéma de fonctionnement éloigné des conditionslimites d'utilisation (débourgage et criblage notamment) et par conséquentmeilleure adaptabilité aux différents types de minerais devant être exploités.

. Meilleur écroûtage des blocs par débourbage en milieu dilué ; dece fait les particules grossières sont plus riches en magnésium, ce qui conduità des économies de combustible (voir en annexe M les analyses chimiques desessais en milieux épais et dilués).

. Possibilité d'élimination des particules stériles ou nocives(chromite dans les latérites, voir annexe M).

. Amélioration des qualités rhéologiques des pulpes après compactagepouvant conduire avant rupture des chaînes des floculants (entre 100 et 150°C)à un réchauffage plus aisé (diamètre des échangeurs plus grand). La note techni-que de S. AHLSCHLAGER "Heat transfer in latérite slurries" indique qu'un bonéchange thermique ne peut se fait qu'en régime turbulent et que de ce fait,plus la viscosité dynamique et le seuil d'écoulement sont bas, plus le diamètredes échangeurs peut être élevé. Comme à basse température, les propriétés rhéo-logiques de la pulpe non compactée sont moins favorables qu'à haute température,le compactage -dont il est justement à prévoir qu'il n'influencerait les pro-priétés rhéologiques qu'à des tempérautres relativements modérées- permettrait

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justement d'améliorer les échanges thermiques jusque vers 150°C. De ce fait,il n'est pas exclu que ce phénomène permette d'augmenter la teneur en soli-des de la pulpe admise dans l'autoclave qui pour des raisons d'échange ther-mique, semble-t-il, a été baissée de 31 à 28 % (on connaît par ailleurs l'im-portance sur l'économie du procédé de cette teneur en solides -voir noteG. MORIZOT : "Influence de la variation du pourcentage en solides de la pulpesur le procédé").

Il est évident qu'une démonstration expérimentale devra confirmerce point.

. Possibilité de transport hydraulique entre la mine et l'usine ; ilne semble pas dans l'état actuel des connaissances sur la rhéologie des pulpesdes minerais de Tiébaghi qu'un transport hydraulique économique et fiable puisseêtre fait pour une teneur en solides supérieure à 25 %. Or l'entrée dans l'au-toclave d'une pulpe à 28 % de solides suppose, du fait du criblage, le transporthydraulique d'une pulpe à environ 32 % de solides. Il paraît urgent que destests de confirmation de la gamme de pourcentages en solides compatibles avec 'le transport hydraulique soient effectués (voir annexes E et 0).

3.3.2 - Au niveau économique (voir annexe E), la mise en pulpe en voiediluée paraît intéressante dans le cadre d'une première évaluation ne prenant encompte que la mise en pulpe proprement dite et le transport hydraulique (les au-tres avantages concernant la souplesse des opérations et la meilleure qualité desproduits obtenus par criblage sont à l'heure actuelle plus difficilement quanti-fiables) :

Mise en pulpe

Les surinvestissements par rapport à la solution mise en pulpe envoie épaisse s'élèveraient à 13 000 KF (prix départ usine du matériel princi-pal, charpentes et tuyauteries comprises), ce qui en utilisant un facteurd'extrapolation prudent de 4 pour le matériel monté en Nouvelle Calédonie cor-respondrait à un surcoût de 52 000 KF.

Le coût opératoire supplémentaire de la section préparation des pulpesserait essentiellement lié à la consommation en floculants ; celle-ci sur labase d'un prix de 13 F/kg, d'un rapport fraction floculée sur tout-venantégale à 52 % (ce qui correspond à une coupure entre boues et sables vers 90 umet un rapport G/L égal à un) et d'une consommation en floculants de 420 g/tonnefloculée s'élèverait à 2,8 F par tonne traitée. Ce chiffre peut être considérécomme un maximum et serait appelé à décroître dans chacun des cas suivants :

- coupure entre sables et boues décroissant de 90 à 4-0 ym,- rapport G/L prenant une valeur supérieure à 1,- existence d'un recyclage des eaux de traitement.

La consommation électrique due à la circulation des eaux à l'intérieurde l'usine correspondrait à un surcoût d'environ 0,1 F par tonne traitée.

Globalement donc, l'augmentation des frais opératoires liés à l'intro-duction d'un compactage dans la mise en pulpe devrait être inférieure à 3 F partonne traitée.

Transport hydraulique

NEYRTEC estime à 10 000 KF la livraison et la pose en Nouvelle Calédoniede deux conduites de 0 225 mm (l'une pour la pulpe, l'autre pour l'eau) et dedeux stations de pompage. Les frais opératoires, représentés à 90 % par l'éner-gie de pompage s'élèveraient à environ 1,5 F par tonne sèche transportée.

A titre de comparaison, rappelons que le projet Sofremines 1977 esti-mait que le coût de la route de roulage et de 10 camions de 100 tonnes néces-saires au transport du minerai s'élèverait à environ 100 000 KF, les fraisopératoires du roulage lui-même s'élevant à 11,9 F par tonne sèche de tout-venant.

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CHAPITRE 4

ESSAIS COMPLEMENTAIRES

Un certain nombre d'essais doivent être effectués dans le but deconfirmer l'intérêt du procédé de compactage dans le schéma industriel detraitement sulfurique des minerais de Tiébaghi et de généraliser les résultatsobtenus sur les échantillons disponibles à Orléans.

4.1 - Essais de laboratoire destinés à situer la plage de teneur en solidescompatible avec un transport hydraulique mine-usine (annexe E, § 5, et annexe 0).

Ces essais permettront d'une part de vérifier ou d'infirmer la compa-tibilité d'un transport hydraulique et d'une mise en pulpe en voie épaisse etd'autre part de fixer dans le cadre de la campagne sur carottes de sondage, uneteneur en solides sur laquelle se feront les mesures rhéologiques.

4.2 - Campagne sur échantillons de sondage

La campagne sur échantillons de sondage (voir annexes P et Q) auradeux buts essentiels, l'un étant le recueil de données complémentaires en vuede l'évolution géostatistique du gisement, l'autre la reconnaissance des proprié-tés physiques des minerais susceptibles d'avoir un rôle important dans le procédéparmi celles-ci ont été inclues des déterminations d'aptitudes au compactage.

4.3 - Essais de réchauffage indirect des pulpes après compactage

Ces essais devront permettre d'évaluer les avantages et inconvénientséventuels d'un compactage sur le réchauffage. En particulier, il devra êtrevérifié si le compactage ne permet pas l'injection dans l'autoclave d'une pulpeplus concentrée que celle prévue actuellement (28 % - voir chapitre 3, § 3.3).L'importance du degré de compaction nécessaire (utilisation du Clariflux et duTasster ou uniquement du Clariflux) devra être précisée. Ces essais devraientêtre l'objet d'une collaboration AMAX-BRGM-COFREMMI et NEYRTEC. Il semble souhai-table qu'ils se déroulent à Golden.

4.4 - Essais complémentaires sur minerais

Des essais complémentaires sur minerais doivent être envisagés ;suivant la date à laquelle s'effectuera la campagne de sondages, la justificationde certains d'entre eux (a) et (b) sera à réexaminer :

a) Essais sur divers faciès latéritiques.

Un seul type de minerai latéritique a été jusqu'à présent testé ;d'autres échantillons ont été demandés et les tests correspondants devraientêtre effectués soit à Orléans, soit à Grenoble.

- 16 -

b) Essais sur minerais frais

Ces essais seraient menés dans le but de vérifier l'éventuelle in-fluence de la fraîcheur d'extraction du minerai sur ses possibilités de compac-tion. Ils devraient être effectués en Nouvelle Calédonie par un personnel initiéaux techniques de compactage.

c) Campagne de pilotage (annexe F)

Cette campagne de pilotage destinée au dimentionnement des appareilset à l'estimation des consommations (en floculant essentiellement) serait àmener en Nouvelle Calédonie. Un débit de l'ordre de 5 T/H en tête des installa-tions paraît convenable. Le coût global de l'étude et du matériel serait del'ordre de 900 KF (départ France et hors montage). L'étude et la livraison dumatériel pourrait se faire en cinq mois (renseignements Neyrtec).

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CONCLUSIONS

L'étude sur la mise en pulpe des minerais oxydés de Tiébaghi effectuéepar le département Minéralurgie du B.R.G.M. conduit aux conclusions suivantes :

1) II existe une variante au procédé de mise en pulpe en voie épaissepréconisé par AMAX en vue de la préparation des minerais de Tiébaghi à leur entréedans l'autoclave ; il s'agit d'un procédé en deux étapes par mise en pulpe envoie diluée : dans un premier temps le minerai est mis en pulpe sur le site minier,transporté hydrauliquement et classé aux dimensions requises par le schéma hydromé-tallurgique, l'ensemble de ces opérations s'effectuant avec l'addition d'eau lamieux adaptée à là qualité des opérations ; dans le second temps, la pulpe obtenueest épaissie par floculation boulettante ou égouttée de façon à alimenter la sec-tion hydrométallurgie.

2) Un transport hydraulique mine-usine ne paraît compatible qu'avec leprocédé de mise en pulpe en voie diluée, quel que soit le mode de chauffage de lapulpe retenu.

3) Le procédé de mise en pulpe en voie diluée paraît présenter des avan-tages techniques et économiques incontestables sur le procédé de mise en pulpe envoie épaisse ; sa souplesse lui permet notamment de s'adapter au chauffage directcomme au chauffage indirect de la pulpe et lui permettra vraisemblablement decoller de près aux éventuelles évolutions futures du schéma de procédé comme auxvariations de qualité du minerai. Les frais opératoires supplémentaires liés aucompactage s'élèveraient à 0,15 F/kg de nickel tandis que les gains dus au trans-port hydraulique sont évalués à 0,5 F/kg de nickel (les économies en carburantliées au meilleur lavage des fractions grossières ne sont pas prises en compte ici).La comparaison des investissements est également favorable au procédé de miseen pulpe en voie diluée.

4) Dans le cas aujourd'hui probable où le réchauffage indirect pourraitêtre mis au point, le compactage de la pulpe ne nécessiterait probablement qu'uneseule étape (Clariflux), ce qui accroîterait l'intérêt économique du procédé endiminuant en première approximation de moitié les surinvestissements et les coûtsopératoires supplémentaires dus au compactage, tout en laissant inchangé le béné-fice du transport hydraulique.

5) Les essais effectués au B.R.G.M. confirment la possibilité d'obten-tion par débourbage et criblage en voie épaisse de minerais garnièritiques deTiébaghi d'une pulpe titrant 38 % de solides. L'installation fonctionneraitcependant dans des conditions relativement instables. En revanche, des doutesexistent quant à la possibilité d'obtention sur les minerais latéritiques pardébourbage et criblage en voie épaisse d ' une pulpe £ M-5 % de solides, valeurnécessaire pour que soit atteinte sur le mélange la teneur de 4-2 % requise dansle cas d'un chauffage par injection de vapeur dans la pulpe.

ANNEXE A

COMPTE RENDU DE VISITE DE LA SOCIETE HANDLEA MUHLACKER (R.F.A.)

Département "Minéralurgie" - 1 - ORLEANS, le 14 février 1978"SGN/MIN/78/N0 204/MJ

COMPTE RENDU DE VISITE A LA SOCIETE HANDLE A MUHLACKER (R.F.A.)

par J. LIBAUDE

Participants : MM. LILLE (RDM/AO)

MORIZOT (SGN/MIN)

LIBAUDE (SGN/MIN)

Dans le cadre de l'étude de la mise en pulpe des garniérites et latéritesde Nouvelle-Calédonie, une visite a été faite à la société HANDLE, constructeurspécialisé dans la fabrication d'appareils de préparation et de manutention desargiles et schistes, travaillant en particulier dans les secteurs "Céramiques"et "briques et tuiles".

Le but de la visite était d'examiner, avec le constructeur, les différentsappareils utilisables et de voir certains d'entre eux en fonctionnement dans unebriquetterie voisine.

Deux types de problèmes ont été abordés :

- la mise en pulpe de la garniérite, après épierrage,- la mise en pulpe de la latérite.

Les divers appareils envisagés pour résoudre ces problèmes ont été les sui-vants :

. Rapeur - malaxeur :

Cet appareil travaille en malaxant et en brisant les mottes contenues dansla matière, à l'aide de deux rotors munis de couteaux.

Il n'élimine pas les fragments durs qui doivent donc être enlevés au préa-lable. D'autre part, si la matière est trop collante, l'efficacité de l'appareilse trouve réduite. Le domaine d'application courant de cet appareil est le con-cassage de tête d'argilespeu humides, de marnes ou de schistes. Envisagé pour ladéstructuration et le malaxage des latérites, il ne semble pas convenir à notreproblème : le minerai risque en effet d'être assez humide et contient d'autrepart, une fraction non négligeable de fragments durs.

. Brise-mottes :

Cet appareil est constitué de deux cylindres munis de couteaux, entre les-quels passe la matière. Son domaine d'application est le démottage d'argilessèches au humides et de matériau jusqu'à une dureté Mohs de 4 à 5.

SGN/MIN/78/N0 204/MJ - 2 -

II n'élimine pas les fragments durs qui doivent donc être enlevés au préalablesous peine d'augmenter considérablement l'usure de l'appareil. L'écartement descylindres est réglable de 5 â 100 mm. Le débit, suivant le minerai et Vécarte-ment choisi, varie entre 60 et 120 m3/h, pour la plus grosse installation.Cet appareil pourrait convenir éventuellement pour déstructurer la latériteavant sa mise en pulpe, à condition de pouvoir éliminer auparavant les fragmentsdurs de taille supérieure à 50-100 mm. Une installation de ce type peut êtrevisitée à GARGENVILLE (Yvelines) à l'usine des Ciments Français. Son prix estd'environ 212 000 D.M. (février 1978).

. Laminoir - épi-erreur :

Cet appareil est constitué de deux cylindres dont l'un possède une frette "filetée. Il permet d'éliminer les grosses pierres dures contenues dans un maté-riau argileux mou. L'écartement des cylindres est réglable ; un dispositifrâcleur empêche le colmatage des cylindres.

Le diamètre des pierres éjectées varie de 30 à 250 mm. Le débit est de15 à 40 m3/h, suivant la quantité de pierres à éliminer et la nature du matériauà traiter.

L'utilisation de cet appareil peut être envisagée pour éliminer les blocsgrossiers contenus dans les garniérites et les latérites. Quelques installationspeuvent être visitées en France. Le prix est de 70 000 D.M. environ (février 78).

. Appareil de mise en pulve :

Les établissements HANDLE ne fabriquent pas d'appareillage destiné à mettreen pulpe les matériaux. Cependant, un appareil, le mouilleur-mélangeur, utilisédans les briquetteries juste â l'amont des extrudeurs, pourrait convenir à lamise en pulpe des latérites et des garniérites. Il est constitué de deux arbrestournant dans une auge allongée, et munis de couteaux. Une installation d'arro-sage permet d'obtenir l'humidification désirée. Le minerai est à la fois mouilléet malaxé, ce qui est favorable à la mise en pulpe des latérites.

L'élimination des fragments grossiers et durs est nécessaire pour éviterune trop grande usure. Cet appareil s'apparente aux appareils de débourbage"Logs washers".

La visite d'une briquetterie, équipée par HANDLE, a permis de voir certainsappareils en fonctionnement, sur une argile de consistance assez pâteuse.Cependant, à l'entrée de l'usine, le matériau est très humide, de consistancefranchement boueuse ; le brise-mottes travaillant dans ces conditions ne subitaucun colmatage. Le transport est assuré par un convoyeur à lamelles métalliques.La sortie de convoyeur est facilité par l'utilisation d'un râteau tournant.Aucun collage n'a lieu lors de ces opérations.

EN CONCLUSION de cette visite, il a été décidé d'envoyer deux échantillonsd'une vingtaine de kilogrammes, l'un pour la latérite, l'autre pour la garnié-rite, de façon à obtenir l'avis du constructeur sur l'emploi du brise-mottes etdu laminoir-épi erreur dans le circuit de préparation de ces minerais.

Une notice concernant ces appareils est disponible au département "Minéra-lurgie".

DEST. : RDM/AÔ' (M. LILLE)-DDE/DEM (M. REY)-DDE (M. BOISSON)-Copies : MM. MICHEL et DROGOU (aofremmi) - G. MORIZOT - J. LIBAUDE - Courrier - Chrono

ANNEXE B

COMPTE RENDU DE VISITE DE LA BRIQUETTERIE LAMOURA WAZIERS (NORD)(21 avril 1978)

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COMPTE RENDU DE VISITE DE LA BRIQUETTERIELAMOUR à Nazi ers (Nord)

(21 avril 1978)

But de la visite : examiner les conditions de fonctionnement d'un laminoirépierreur (Handle) travaillant sur un matériau argileuxcollant et humide.

Participants : G. MORIZOT (SGN/MIN)

J. LIBAUDE (SGN/MIN)

Personnes rencontrées : M. LAMOUR propriétaire de l'exploitation

L'entreprise LAMOUR fabrique des briques à partir d'une argile grasseà 30-35 % d'eau environ. Le débit de l'installation est de 13 tonnes/heure.Le centre du circuit de préparation est un malaxeur dont il a fallut, il y aquelques années, assurer la protection contre des blocs grossiers de calcaireset des débris divers (écrou, boulons, fragment d'obus) présents dans l'alimentation.

Dans ce but, un laminoir-épierreur (Handle) a été introduit dans lecircuit, entre la trémie de tête et le malaxeur. Cet appareil est composé dedeux cyclindres parallèles, tournant en sens inverse. L'un des cyclindres estlisse, l'autre possède une frette filetée. L'écartement entre les cyclindresest réglable de un à une dizaine de centimètres. Les blocs présents dans l'ali-mentation, dont la taille est supérieure à l'écartement des cylindres, ne passentpas dans l'appareil et sont acheminés, à l'aide de la frette filetée vers l'unedes extrémités où ils sont évacués par une trappe. L'argile, elle, est écraséeentre les cylindres et passe dans l'appareil. Un système de raclage des rouleauxévite le colmatage du système.

L'appareil visité à Douai, travaillait avec un écartement réglé à5 cm. Aucun problème important de fonctionnement n'a été relevé. L'usure descylindres est très limitée, vu le débit assez faible de l'installation.

Dans le cadre de la préparation des minerais de Tiebaghi, l'emploi decet appareil peut être envisagé en installation de tête pour la latérite defaçon à :

- d'une part éliminer les fragments grossiers, stériles,- d'autre part faciliter le débourbage ultérieur par unecompression de la matière,

L'examen de cet appareil laisse à penser qu'il pourrait convenir poureffectuer ce travail. Cependant des essais seraient nécessaires pour juger de sonefficacité sur nos produits. En ce sens l'entreprise LAMOUR est disposée àprêter son matériel pour la réalisation d'un essai pilote portant sur quelquestonnes de produit (époque possible fin de l'été).

A N N E X E C :

COMPTE-RENDU DE VISITES

SOCIETE NEYRTEC .

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SOCIETE NEYRTEC

COMPTE-RENDU DE VISITES

(9 mars 1978 et 20 mars 1978)

BUT DES MISSIONS

Examiner avec NEYRTEC l'aide que pourrait ous apporter cette sociétédans la résolution des problèmes posés par la préparation des minerais de Tiëbaghidans l'optique d'un traitement hydromëtallurgique.

PARTICIPANTS

M. GARNIER SOMMENI le 9 mars 1978M. LIBAUDE BRGM les 9 et 20 mars 1978M. MORIZOT BRGM •. les 9 et 20 mars 1978.

PERSONNES RENCONTREES

M. E. CONDOLIOSM. P. COURATINM. A. TERRIER.

Le Département Traitement des Matériaux et des Minerais de lasociété NEYRTEC (groupe CGF, ALSTHOM, ATLANTIQUE) regroupe les activités qu'avaientNEYRPIC (construction de concasseurs, broyeurs et débourbeurs) et SOGREAH(connaissances hydrauliques appliquées au transport en pulpe, à la classificationet au traitement des minerais et sables).

Messieurs CONDOLIOS et COURATIN en particulier sont bien connus parleurs publications et réalisations qui ont trait au transport en pulpe et à1'épaississement des produits fins (voir annexes) ; une des réalisations les plusspectaculaires de SOGREAH a été la réalisation d'un transport de pulpe 0-200 pmsur 70 km et à un débit de 600 000 t/an au Japon (études, ingénierie, assistancetechnique et mise en route). D'autres réalisations importantes sont à l'actif deSOGREAH en France (charbon, minerai d'uranium, pâte à papier, sel, stériles deflottation, reprise de Schlamms), en Nouvelle-Calédonie (rejets de laitiers granulés,étude du transport en pulpe de latérites), au Sénégal (transport en pulpe de — -phosphates), au Togo, au Maroc, en Tunisie, etc. SOGREAH a également participé auprojet de rejet en mer des boues rouges de PECHINEY GARDANNE et a effectué uneétude de faisabilité sur le rejet de boues rouges au large de la Sardaigne (recherchedes tracés de conduite sous-marine permettant l'évacuation vers des fosses dans unrayon de 40 km de 500 000 t/an de rejets -phase I- et 150 000 t/an -phase II-).

NEYRTEC a également obtenu des succès notables dans Vépaississementdes boues avec un appareil de conception nouvelle, le Tasster qui, par floculationëtagêe, agitation lente et compression permet d'atteindre avec un faible tempsde séjour une compaction de boues très nettement supérieure à celle que l'on peutobtenir avec un ëpaississeur (voir annexe). Un appareil industrialisé de ce typepeut être vu aux carrières du Boulonnais ; là le Tasster a permis d'obtenir uneboue à 1 000 g/1 (61 % de solides) alors qu'une sédimentation de plusieurs moisdans un bassin ne produisait qu'une boue à 700 g/1 (49 % de solides). La capacité del'installation doit être portée de 60 à 100 t/h.

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INSTALLATIONS PILOTES

NEYRTEC possède' d'une part des installations pilotes susceptiblesde tester en continu la préparation des minéraux (concassage, broyage, débourbage,classification, épaississement) travaillant à des débits de quelques tonnes, voirequelques dizaines de t /h, d'autre part des installations de pompage et transportde pulpes (5 conduites de 40 à 300 mm 0) d'une capacité atteignant 150 t/h desolides ainsi que des plates formes d'essais d'usure.

POSSIBILITES D'INTERVENTION DE NEYRTEC

7. Etude, du &ia¿teme.nt phy¿¿que. dz¿ mine/vcÛA de. T¿é.bagk¿

NEYRTEC peut aider COFREMMI a résoudre les problèmes de traitementdes minerais de Tiébaghi. Son intervention est envisageable pour la conception dumode de traitement, le chiffrage et la livraison des installations, une assistancetechnique pour les essais à effectuer en Nouvelle-Calédonie.

NEYRTEC pense dans les deux cas de figure visés (pulpe à 42 %de solides ou pulpe à 30 % de solides) pouvoir effectuer débourbage et classifi-cation granulométrique en milieu relativement dilué puis épaissir la pulpe grâceà l'appareil Seclar (rôle d'un épaississeur) et â l'appareil Tasster. Des testsde laboratoire sont actuellement en cours et leurs résultats doivent nous êtrecommuniqués le 24 mars.

Le plus gros Tasster actuellement en service traite environ12 t/h de solides et son prix est de Tordre de 200 KF ; dans notre problème ilinterviendrait essentiellement sur la fraction inférieure à 80 v des mineraisgarniéritiques et éventuellement latêritiques (débit global de l'ordre de100 t/h). La réalisation de Tasster de plus grosses capacités est actuellementà l'étude. Enfin, il est à noter que la consommation en floculants avec ce genred'appareil est approximativement doublée, ce qui ne semble pas prohibitif dans notrecas.

Le schéma actuellement prévu pour NEYRTEC serait le suivant :dëbourbage, criblage à 5 mm et broyage sur le site minier -transport en pulpe-criblage et épaississement sur le site de l'usine, les eaux claires provenantde Vépaississement seraient recyclées vers la mine suivant le schéma ci-joint.

Les délais de rélisation du pilote pourraient être les suivants,en supposant le début des travaux fixé au 1/04/78 :

"~. définition des schéma +. rapport . 20 juin 1973.dev is du pilote - . . . 30 septembre'1978 ~~~. livraison du matériel en France entre le 1 janvier 1979~

et le 1er mars 1979.

Pour NEYRTEC, la capacité du pilote pourrait être de 4 à 5 t/h dansle cas où il ne se poserait pas de problême d'approvisionnement en minerai ; unesemaine d'essais par échantillon serait souhaitable (8 - 10 h de marche par jour).Notons enfin que des tests de laboratoire peuvent être faits sur le Tasster avecdes quantités d'échantillon de l'ordre d'un kg. Un Tasster d'une capacité de1 t/h est également disponible pour essais en continu.

2. Etadz du tAdYü>ponX en pulpe, du minesuu.

NEYRTEC peut intervenir dans ce domaine. Il lui semble utilede tester différentes qualités de minerais avant de projeter l'installation ; unegranulomëtrie supérieure à 5 mm dans les tuyauteries ne lui semble pas à priorisouhaitable car elle obligerait à travailler avec de fortes viscosités peuéconomiques.

• • • / • • •

Recyclage des eaux

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Dêbourbage

Criblage à< 5 mm

refus5 mm Broyage

Ajustement de laviscosité pourtransport hydrau-lique

Transport hydraulique

Cyclonage.< 80 um vers 80

0,08 - 5 mm

EpaississeurSeclar

Jasster

0 - 0,08 mm

Classificateur (type à choisir

0,6 - 5 mm

Egouttage*

SéchageCalcination

500 um ex. : crible vibrant,grille courbe,panneau tamiseur,classificateur hydrau-lique lavodune...)

0,08 - 0,6 mm

Egouttage

Alimentation autoclave

3. Etude, du ie.je£ d u

Là aussi NEYRTEC et SOGREAH pourraient intervenir pour laconception du transport en pulpe et l'étude du tracé en mer ; les problèmesd'environnement n'entrent pas dans le domaine de leurs compétences.

4. Am&LLotwJU.cm du ¿avage. à conüie. counant

NEYRTEC pense, grâce à son Tasster pouvoir améliorer lesconditions du lavage à contre courant (diminution du nombre d'étages à la suite dela diminution de la quantité de liquide s'échappant avec les solides dans lasous verse des êpaississeurs). Dans ce domaine cependant, NEYRTEC n'a pas deréférences.

CONCLUSIONS

Les capacités de NEYRTEC dans le domaine de transport en pulpes sontbien établies.

En ce qui concerne la préparation de la pulpe, NEYRTEC produit toutela gamme classique des appareillages nécessaires (débourbeurs, cribles, broyeurs,cyclones...) et en outre un appareil comme le Tasster qui, si les espoirs placésen lui pouvaient se vérifier, améliorerait très nettement les conditions de miseen pulpe quelque soit le schéma envisagé.

Cet appareil a été utilisé dans les phosphates (au Maroc et enTunisie surtout) et semble, de l'avis de personnes tiers, être intéressant.

La calendrier de réalisation d'un pilotage prévu par NEYRTEC semblecompatible avec les délais demandés par AMAX (livraison du matériel après le13ème mois).

J. LIBAUDE-G. MORIZOT

Annexes : Documentation NEYRTEC .Publications de MM COUDOLIOS et COURATIN sur le transport en pulpe.

- 5 -

INSTALLATION D'UN APPAREIL « TASSTER

DANS UNE CARRIERE

U n e installation de clarification des eaux de lavage d'agrégats a été installée par A L S T H O M T E C H N I Q U E S D E S F L U I D E S , en1970, dans la graviere des Etablissements J O R D A N , située à Campagne-sur-Aude.

Cet équipement répondait au souci de l'exploitant de se conformer aux exigences de l'Administration et de l'Agence de Bassin.Les eaux clarifiées et conformes aux normes ont pu ainsi être rejetées en rivière alors que les boues extraites de l'appareil declarification ont été décantées dans un bassin d'épandage. Après quelques années d'exploitation, il est apparu la nécessité dediminuer le volume des boues de façon à obtenir un assèchement plus rapide et plus poussé pour faciliter la reprise et lestockage des boues.

A cet effet, A L S T H O M T E C H N I Q U E S D E S F L U I D E S a installé un appareil T A S S T E Rqui fonctionne dans de bonnes conditions d'exploitation depuis octobre 1974.

Ph. 1

Installation de l'appareil T A S S T E R à gauche pourconcentrer les boues extraites du clarifîcateur (ty-pe S E C L A R ) situé à droite sur la photo. A la sortiedu clarificateur, la concentration varie de 180 à350 g/1. La boue est encore fluide à ce stade com-m e on le constate dans presque toutes les exploi-tations de graviers.

Ph.2

Extraction des boues à la sortie du T A S S T E R parp o m p e volumétrique évacuant les boues concen-trées dans le bassin de pré-stockage-essorage. Ledépôt de boue se forme avec une pente de l'ordrede 10 %.

- 6 -

Diffusion de la boue surconcentrée à la sortie deP h . 3 et 4 la tuyauterie. La concentration en argile sèche

varie de 1 000 à 1250 g/1.

*>5 Ph. 5 et 6

Après une nuit de décantation, soit 12 heuresd'arrêt, la reprise est effectuée par un chargeur.La partie supérieure du dépôt reste d'une consis-tance plastique assez fluide.

- 7 -

• : * Ç •

La boue est transportée par le chargeur : la con-Ph. 7 sistance moyenne correspond à celle d'un mortier

de béton assez rigide.

Déversement du godet du chargeur sur un terrainPh. 8 de stockage. Dans de bonnes conditions de travail,

les boues consistantes peuvent être mises en tas.

Ph.9

L'empreinte laissée par le godet du chargeur m o n -tre bien l'assèchement obtenu dans l'épaisseur dudépôt après quelques heures seulement de décan-tation.

La mise en service de cette installation a permis de définir l'aménagement convenable pour assurer sur le terrain pendant 48 heu-res, un essorage poussé des boues avant la reprise par engins pour le stockage en tas et m ê m e en butte.

ALSTHOM _ TOT

ARRIVEE DES EAUX ARQLEUSES

Í

CBCULATIONDES EAUX

SECLAR

DESCLARIFIEES

EXTRACTION

3ES Bf! F5 FUIIDES

IASSTEF

SCHEMA D ' UNE INSTALLATIOND ' EPAISSISSEMENT ET DE PRE-ESSORAGE

DE BOUESEXTRACTION

BOUES EPAISSES

üe relet des beug époigws

doit »e foire clternotiynont

»ur les 3 iones o> pre-«ssoroo»

FONCTIONNEMENT; m . Rempliuog«

S .Essoras«

I -Repris« par chorgeir

Le schéma ci-dessus donne un exemple de disposition des appareils et d'aménagement des zones de pré-essorage des bouesépaissies pour permettre la reprise par chargeur et faciliter le stockage en butte des boues pré-essorées. Ce schéma de travaildonne ainsi l'assurance d'obtenir une bonne stabilité de la butte en évitant le fluage. Ce phénomène est, en effet, un risque im-portant qui peut se produire avec l'apport continu de la boue épaissie mais encore gorgée d'eau à la jetée de la conduite d'éva-cuation du T A S S T E R . La mise en épandage direct de la boue à la sortie du T A S S T E P peut être réalisée facilement dans certai-nes exploitations qui disposent de surfaces importantes à remblayer. L'apport de ces boues sur des champs sableux et caillou-teux peut améliorer la qualité des terrains et être particulièrement favorable aux cultures.

techniques des fluidesB P 75 centra d« tri3KM1 GRENOBLE CEDEX

m » 32 750 GRENOBLE

(76) 96-48-30

TELfG ALSTEC GRENOBLE

GROUPÉ AVEC : NEYRPIC

75, rue Général-Mangin

GRENOBLE-France

A N N E X E D :

COMPTE-RENDU DE VISITES DE LA SOCIETE

DES CARRIERES DU BOULONNAIS (PAS-DE-CALAIS).

- 1 -

COMPTE-RENDU DE VISITE DE LA SOCIETE DES CARRIERES

DU BOULONNAIS à MARQUISE (PAS-DE-CALAIS)

(29 mars 1978)

But de la visite :

Examiner les conditions de fonctionnement des appareils Seclar et Tasstercommercialisas par Neyrtec en vue d'une éventuelle utilisation dans la mise enpulpe de minerais de nickel (procédé sulfurique - Tiebaghi).

Participant :

G. MORIZOT SGN/MIN (B.R.G.M.)

Personnes rencontrées :

M. PATY Représentant Neyrtec

M. POULAIN Directeur de la SociétéM. FONDEUR Directeur techniqueM. RIGAL Ingénieur.

La carrière du Boulonnais produit des agrégats calcaires destinés à diffé-rents usages (métallurgie, travaux publics, ..y et du marbre (capacité de trai-tement 15 000 t/jour). Les problêmes de disposition des particules fines argi-leuses ( < 80 microns) et de consommation en eau l'ontamenée à s'intéresser auxappareils Tasster et Seclar susceptibles de produire des boues très épaisses.

Les appareils Seclar faisant déjà partie de l'installation industrielle oùils remplissaient le rôle d'épaississeurs classiques, les essais de concentra-tion supplémentaires furent effectués sur place, à l'aide d'un Tasster de dé-monstration d'un diamètre de 1 mètre durant 1 mois (juin 1976). La commande dumatériel fut passée en février 1977, le matériel livré en juillet 1977 et ins-tallé fin novembre . La mise en route de l'installation débuta en janvier 1978.

Celle-ci traite aujourd'hui environ 60 t/h de matériau fin (< 80 microns)qui sort de l'atelier de criblage sous forme d'une suspension à 60 g/1 environ- 6 % de solides - (volume 1 000 ä 1 200 m 3 ) . Elle est d'abord épaissie par 2Seclar (diamètres 6,5 m) qui produisent une boue à 200 - 300 g/1 - 18 à 25 %de solides - moyennant l'adjonction de 2 ppm de floculant (soit environ 40 gpar tonne de fines) ; cette boue est ensuite pompée sur 1,2 km (dénivelée +40 m) au sommet d'un ancien terril où elle est traitée après mélange avec unesolution de floculant dans 5 Tasster (0 2,8 m) qui conduisent à l'obtentiond'une boue à 900-1 000 g/1 de solides - 57 à 61 % de solides -. Cette pulpe esttransportée avant rejet sur une centaine de mètres (0 extérieur des conduites :168 mm). La consommation en floculant est à ce niveau de 180 g/t de pulpe épais-sie (soit environ 290 g/t de produit sec). Une sédimentation simple pendant plu-sieurs mois dans des bassins de sédimentation conduisait à des pulpes titrantenviron 750 g/1 de solides.

- 2 -

Le floculant utilisé est un produit Floerger 57 H (coût 10 à 11 F/kg).Il s'agit d'un polyacrylamide à caractère anionique.

La capacité de traitement de l'installation, entièrement automatisée,passe de 60 à 100 t/h de fines moyennant l'addition de deux Tasster.

L'installation étant encore en cours de réglage, les données sur les con-sommations en floculant n'ont encore qu'une valeur indicative.

Le point délicat de l'installation semble être la mise en solution dufloculant et sa bonne dispersion au milieu de la pulpe. Il faut noter que desvariations importantes de qualité de la pulpe se produisent en fonction desfaciès du minerai.

La Société des Carrières du Boulonnais a souligné le bon esprit avec le-quel s'était déroulée sa coopération avec Neyrtec.

Deux communications sur 1'épaississement des argiles, l'une plus généraleprésentée par Neyrtec (M. Condolios), l'autre décrivant l'installation des Car-rières du Boulonnais (M. Poulain), doivent être présentées au prochain congrèsde l'Industrie Minérale (Le Touquet 30-31 mai et ler-2-3 juin 1978).

En conclusion, il nous semble donc que l'emploi industriel d'un épaississe-ment par appareil du genre Tasster de la pulpe garniëritique et/ou latëritiqueest envisageable.

G. MORIZOT

ANNEXE E

COMPTE RENDU VISITE NEYRTECNote SGN/MIN/78 n° 729 NM 16/6/78

B.R.G.M.Département "Minéralurgie"SGN/MIN/78 n° 729 - NM -

Orléans, le 16 juin 1978

COMPTE-RENDU DE VISITE

Société NEYRTEC - Groupe ÂÎsthom Atlantique(7 et 8 juin 1978)

Participants B.R.G.M. M. LILLE (DDE/P)

M. LIBAUDE /çrN/MTW*{SGN/MIN)

Personnes rencontrées M. CONDOLIOSM. COURATINM. RASCALONM. TERRIER

But de la visite :

A la suite des essais opérés avec NEYRTEC (Division "technique des fluides"de Alsthom Atlantique) sur du minerai de Tiebaghi (stock d'Aiguebelle), un sché-ma de préparation des minerais incluant le transport hydraulique mine-usine aété proposé par le B.R.G.M. (note "Approvisionnement de l'usine en minerais")et discuté avec AMAX et COFREMMI lors des réunions du 29 mai au 1er juin àOrléans.

Le but de la visite de NEYRTEC était de répondre à certaines questions po-sées par AMAX et ayant trait à :

. l'économie du procédé,

. les contraintes du transport hydraulique(densité de solide admissible, tests néces-saires).

Les spécialistes de NEYRTEC ont également été interrogés sur :

. le pilote de préparation des minerais(buts et mise en oeuvre possible)

. les tests prévus sur carottes de sondage.

Enfin, les derniers tests en cours chez NEYRTEC sur du minerai de Tiebaghiont été examinés.

- 2 -

Les points suivants ont été étudiés :

Io) Derniers résultats obtenus par NEYRTEC sur sept échantillons de minerais.

2°) Schéma industriel de la préparation de la pulpe. Bilans matières - Inves-tissements (en particulier sur-investissements dûs au travail en milieu di-lué suivi d'un compactage). Coûts opératoires.

3°) Pilote de préparation. Opérations devant être pilotées. Dimensionnement,délais de réalisation, coût.

4°) Opinion de NEYRTEC quant au programme de tests sur carottes de sondage.

5°) Proposition de NEYRTEC pour une étude préliminaire de transport en pulpesur le minerai disponible à Aiguebelle.

6°) Différents aspects du transport en pulpe. Viscosité, stockage ,...

7°) Evacuation et dépôt des stériles "mine".

8°) Evacuation et dépôt des stériles "procédé".

1. NEYRTEC (M. RASCALON) indique les résultats encore fragmentaires obtenus cejour sur les six échantillons de faciès garniéritiques et l'échantillon laté-ritique que lui a fournis le B.R.G.M.

Echantillons garniéritiques .

A ce jour, seules des analyses granulométriques après délitage mécanique(durée 1 min) ont été effectuées ; les résultats sont les suivants :

N°échantil.

301

302

303

304

305

306

Tranches granulométriquesPoids % T.V.

0 - 100 ym

44

48

45

45

37

35

100 - 600 ym

28

27

29

20

24

19

> 600 ym

28

25

30

35

39

46

Rapport poids %

Fraction 100-600 ym

Fraction 0 - 600 ym

39

36

36

31

39

35

Des essais de compactage sont en cours sur les six échantillons.

- 3 -

Echantillon latêritique .

En coopération avec la Société FLOERGER, des essais de floculation sonten cours et doivent determiner quel est le floculant le mieux adapté ä notreproblème.

2. SCHEMA INDUSTRIEL DE LA PREPARATION DE LA PULPE .

Le schéma industriel de principe reste le même que celui figurant dansla note du 29.05.1978 et reproduit ci-après après une légère modification desquantités de minerais traités (afin de calquer le cas "Task Force") et uneindication des quantités d'eau entrant en jeu.

Nous voyons, en supposant qu'aucune sortie d'eau n'intervient, autresque celles vers les autoclaveset verslacalcination, que les besoins et recycla-ges d'eau sont les suivants :

- eau fraîche 94 m3/h

- eau totale sur le site minier 568 m3/h (dont 94 m3/h d'eaufraîche et 474 m3/h d'eau recyclée)

- eau recyclée à partir du Seclar 2 167 m3/h

- eau recyclée à partir du Tasster 507 m3/h.

Les quantités d'énergie nécessaires au recyclage des eaux s'élèveraientau millier de kW pour le pompage vers la mine et une centaine de kW pour lerecyclage à partir -du Seclar et du Tasster en aval du transport hydraulique(perte de charge totale estimée à 8 m ).

Proposition de schéma de traitement mécanique et transport en pulpe d'un mélange

^ - 8 6 t/h solides ) .46 mVh eau \

35 %

L/G = 1

L = 86 t/hG = 86 t/h

h = 0, J 86 t/h solides* ¡70 mV eau

Trommel

. 22 t/h

Concassage

-

\

•

ss

ss

criblage à 5 mm

568 m3/h eau

'54 m3/h eau¡aau fraîche

474 m3/h eau

1104 t/h

i

86 t/h

Trommel

rejet 1 t/h

85 t/h

transport en pulpecarrière - usine

2167m3/heau

^ criblage à 5 mm (ou moins)

ajustement de viscosité avanttransport en pulpe à environ20 % de solides 0-5 mm

171 t/h solides684 m3/h eau

134 t/h

classementvers 1,5 mm

Jcyclonage vers 100

30 t/hEgouttage

EpaississementClariflux

507'm3 /heau

J104 t/h solides"J2867 m 3 / h eau

.*.

100

104 t/h solides700 m3/h eau

Compactage(Tasster)

t 104 t/h

M 104 t/h solides5193 m3/h eau

Egouttage

J

- 630 ym

37 t/hsolides

7 m3/heau

630 ym - 5 mmvers

calcination

Flux de-minerais et de pulpe 'vers

autoclaves

Í30 t/h solides10 m3/h eau

134 t/h solides203 m3/h eau

Flux d'eau claire

- 5 -

Les investissements supplémentaires correspondant à 1'épaississement etau compactage s'élèveraient à une somme de l'ordre de 13 000 kF (prix départusine) ; ce montant inclut 4 clariflux de 10 m de diamètre, 8 Tasster de 5 mde diamètre, les cyclones, le système de répartition des flux et de pompage,les charpentes et tuyauteries, la station de floculation et le matériel élec-trique.

L'augmentation des coûts opératoires serait essentiellement liée à laconsommation en floculants, à l'heure actuelle, difficile à préciser carl'effet du recyclage des eaux n'est pas connu (compte non tenu du recyclage,cette consommation en floculant coûterait environ 1,3 F/tonne à l'étapeClariflux, et autant à l'étape Tasster). La consommation électrique supplé-mentaire est faible (environ 0,5 kWh/tonne).

3. INSTALLATION PILOTE .

En accord avec NEYRTEC, il nous semble que le pilotage principal doitporter sur la partie ëpaississement par Seclar et Tasster. Ce pilotage suppo-se donc une installation amont de préparation de pulpe comprenant dëbourbeuret classificateurs. Vu la proportion de fines â épaissir, une capacité en tê-te de débourbeur de l'ordre de 5 t/h paraît satisfaisante. Le schéma de trai-tement pourrait être celui représenté planche 2.

L'ëpaississeur Seclar et le Tasster seraient des modèles standard de2,5 m de diamètre et 1,8 m de diamètre respectivement. Deux cyclones de dia-mètres différents seraient inclus.

La puissance totale installée serait inférieure à 75 kW et le contenuen eau de l'installation serait de l'ordre de 30 m3 ; une alimentation en eaude l'ordre de 5 m3/h devrait être suffisante en marche normale.

Le coût global de l'ëtudeetdu matériel (départ Grenoble) (tuyauterie etcharpentes incluses, mais hors Génie civil, câblage électrique, instrumenta-tion, tableaux électriques et montage) s'élèverait à environ 900 000 francs(± 10 %).

Les délais d'étude et de la livraison s'élèveraient à cinq mois ; lemontage serait effectué par une entreprise locale sous supervision NEYRTEC

Une équipe de quatre personnes serait nécessaire pour exploiter le pi-lote (hors personnel laboratoire pour études et mesures liées à l'exploitation),

PLANCHE 2

- 7 -

4. OPINION DE NEYRTEC SUR LE SCHEMA DE TRAITEMENT DES ECHANTILLONS DE SONDAGE .

(Tests rhéologiques) .

D'après NEYRTEC, le schéma et les tests envisagés répondent convenable-ment aux questions posées. Notamment, la variabilité des réponses au traitementdes boues par Tasster pourra, dès ce stade, être appréhendée.

Deux remarques ont cependant été formulées par NEYRTEC.

La première concerne la mesure de viscosité de la pulpe 0-400microns pourle transport hydraulique. NEYRTEC reste en effet réservé sur le choix pour ef-fectuer cette mesure d'une teneur solide de 25 %, valeur qui lui semble tropélevée (voir paragraphes5 et 6 ci-après). .

La seconde concerne les tests Tasster, en éprouvette et en appareil delaboratoire. En effet, dans le schéma retenu, le temps n'a pas été pris commeparamètre. Or, les caractéristiques rhéologiques des pulpes sont susceptiblesde varier au cours du temps et les résultats du compactage peuvent être modi-fiés.

NEYRTEC conseille donc de répéter sur quelques échantillons des essais"Tasster laboratoire" après 24 h ou 48 h ; cette opération supplémentaire de-vrait pouvoir s'intégrer sans difficulté dans la suite des tests prévus.

D'autre part, NEYRTEC confirme que le test Tasster laboratoire n'est passuperflu par rapport à l'essai en éprouvette. Il permettra, sur des échantil-lons regroupés, d'obtenir une valeur moyenne pour le compactage des boues,généralement supérieure de 2 à 3 points à celle obtenue en éprouvette.

5. PROPOSITION POUR L'ETUDE PRELIMINAIRE DU TRANSPORT EN PULPE SUR UN ECHANTILLONDU MINERAI GARNIERITIQUE STOCKE A AIGUEBELTT":

La principale inconnue du transport hydraulique de la pulpe est actuelle-ment la teneur en solides sur laquelle il conviendra de travailler. Le seuilde cisaillement de la pulpe ne doit pas en effet être supérieur à 300 dynes/cm2de plus, la pulpe ne doit pas se trouver dans une zone critique, dans laquelleune légère augmentation de la teneur solide conduirait à une forte croissancedu seuil de cisaillement (voir figure) . La variation de la viscosité en fonc-tion de la teneur en solides est encore insuffisamment connue, mais un certainnombre de mesures sur des pulpes à 25 % de solides indiquent que la valeurde 300 dynes est déjà obtenue à cette concentration (NEYRTEC estime, a priori,que la teneur en solides convenable pourrait se situer vers 20-21 % de solides,la viscosité étant alors comprise entre 100 et 300 dynes/cm2).

La connaissance de la valeur adéquate pour le transport hydraulique seraitutile dès maintenant, pour l'exécution des tests rhëologiques sur les échantil-lons de sondage, dans les conditions les plus proches de la réalité.

Seuil d'écoulement

î

zone critique

Relation % solide -

% solideseuil d'écoulement .

Dans le but de connaître la valeur approximative de la concentration ensolides la plus appropriée au transport en pulpe, NEYRTEC propose un program-me d'essais et de mesures, mené sur une boucle expérimentale de 0 60 mm, surune quantité de minerais de 300 kg environ. Outre la teneur en solides, lataille maximale admissible des particules transportées pourra être appréciée.

Les conditions de cette opération sont les suivantes :

. prix : 48 000 F H.T.

.délais : 2 mois.

1978.Malheureusement, cette étude ne pourrait pas débuter avant septembre

- 9 -

6. DIFFERENTS ASPECTS DU TRANSPORT EN PULPE . (Stockage, viscosité, granulométrie,prévision des coûts).

En raisonnant sur les bases suivantes :

- fonctionnement de la mine sur 2 postes 5 jours/parsemaine,

- fonctionnement de l'usine hydromëtallurgique 24 hpar jour, sept jours par semaine,

- alimentation garniéritique : 86 t/h,- alimentation latéritique : 86 t/h

les deux alternatives de fonctionnement du transport en pulpe, soit coupléà la marche de la mine, soit couplé à la marche de l'usine, conduisent auxvolumes de stockage suivant :

a) Couplage mine - transport en conduite (transport et débourbage s'effec-tuant durant 2 postes par jour, 5 jours par semaine).

Dans ces conditions, un stockage représentant environ 3 jours de marchedevrait être ménagé après transport hydraulique, en amont de l'usine, proba-blement sur les 3 fractions suivantes :

- 0-100 microns :environ 7 300 t sous forme d'une pulpe à 35 %de solides, soit approximativement 16 000 m3 depulpe (densité 1,3)

- 100-630 microns :environ 2200 t sous forme d'un produit humide (typesable) stocké sous forme solide

- 630 ym - 5 mm :environ 2 700 t d'un produit légèrement humidestocké sous forme solide.

Les capacités de stockage de la pulpe 0-100 microns paraissent excessi-vement importantes : elles correspondraient à un bassin carré de 3 m de pro-fondeur et de 73 m de côté.

b) Couplage transport en conduite - usine (transport et dëbourbage s'effec-tuant 24 h par jour, 7 jours par semaine) .

Un stockage de minerai représentant environ 3 jours de marche (soitenviron 12 400 tonnes sèches) de l'installation, devrait être ménagé sur lesite minier. En aval de la conduite, il paraît raisonnable, en outre, de pré-voir un stockage correspondant à quelques heures de marche (un poste repré-senterait 1 800 m3 de pulpe 0-100 microns, 240 tonnes de 100-630 microns et300 tonnes de 630 microns - 5 mm) et permettant, en outre, une vidange de laconduite (volume environ 250 m 3 ) .

- 10 -

Le couplage transport en conduite - usine semble donc préférable.

Aspect viscosité .

Le programme d'essai ci-dessus (paragraphe 5) devrait permettre de fixerune viscosité et la teneur en solides correspondante paraissant convenablepour le transport en pulpe ; pour l'étude de l'investissement et des coûtsopératoires mentionnés ci-après, NEYRTEC s'est fixé une teneur en solides de20-21 %.

Aspect granulométrie .

D'après NEYRTEC, la proportion de produits de dimension supérieure à unecertaine maille (2 mm par exemple) est une donnée plus importante dans un pro-blème de transport hydraulique que la dimension maximale des grains présents ;dans notre cas, NEYRTEC estime que la proportion de grains plus grands que2 mm ne devrait guère dépasser 10 %, ce qui pourrait correspondre à un concas-sage des grains plus grands que 5 mm.

Investissements et frais opératoires .

NEYRTEC estime que les investissements nécessaires à un transport enconduite pourraient s'élever à 10 000 kF. Ce coût correspondrait à la livrai-son et à la pose de deux conduites de 0 225 mm (l'une pour la pulpe, l'autrepour l'eau) et de deux stations de pompage. Il n'inclut ni réservoir , niadduction d'eau.

Le coût de l'électricité (1 700 kW) représenterait 90 % des frais opé-ratoires (dont 82 % pour le pompage de l'eau et 8 % pour le pompage de lapulpe). Sur la base d'un coût de l'électricité de 0,14 F/kWh, les frais opé-ratoires se monteraient donc à 1,53 F par tonne sèche transportée, soit en-viron 0,31 F par TKU.

Rappelons que le projet 1977 (SOFREMINES) estimait le coût de la routeà 66 000 kF et le coût global des 10 camions de 100 tonnes nécessaires autransport du minerai à 28 000 kF ; le coût du roulage lui-même pris en comp-te dans les études "Task force" était de 11,9 F/tonne sèche de tout-venant(information de M. Durand).

0ooo

Dest. COFREMMI (3 ex) - MM. DROGOU et MICHEL-

Copies : M. REY (DDE/DEM) p.i.M. BOISSON (DDE)M. LESPINE (DRDM)See courrierM. LILLE (DDE/P)MIN :_M. LIBAUDE

\ M. MORIZOT" CHRONO

ANNEXE F

COMPTE RENDU DE VISITE FIVES-CAIL BABCOCKAVON (SEINE ET MARNE)

22 mars 1978

Département "Minéralurgie" Orléans, le 24 mars 1978SGN/MIN/78/n° 361 ce

NOTE à M. BOISSON (DDE)

COMPTE RENDU DE VISITE

FIVES-CAIL BABCOCK

AVON (Seine et Marne)(22 mars 1978)

BUT DE LA VISITE.

Examiner avec FCB dans quelle mesure cette société serait susceptiblede participer à. la réalisation d'un atelier pilote de préparation de mineraid'une capacité de l'ordre de 5 à- 10 t/h dans le cadre de la phase 2 du projethydrométallurgique Tiébaghi.

PARTICIPANTS.

M. GARNIER Cofremmi

M. LIBAUDE Brgm - Sgn/minM. MORIZOT Brgm - Sgn/min

PERSONNES RENCONTREES.

MM. LAFOSSE, DELORME, TESTEVUIDE, CHAKI.

FCB est prêt dans une première phase à étudier à l'échelle du labo-ratoire et du pilote le problème de la préparation de pulpes du minerai deTiébaghi dans l'une ou l'autre des alternatives actuellement envisagées (30 %ou 42 % de solides). Il a été entendu que tout au moins dans un premier temps,seul un échantillon garniéritique serait étudié : les latérites en effet sontsusceptibles d'être épaissies à une teneur en solides suffisante.

Dans une deuxième phase, un schéma d'atelier pilote pourrait êtredéfini puis l'installation correspondante chiffrée et enfin livrée en France.

Le calendrier de ce programme pourrait être le suivant :

essais de laboratoire 2 semaines

définition du schéma 1 mois

projet du pilote et prix correspondant 4 à 6 semaines

délais de livraison du pilote (France) 6-9 mois

9-12 mois

Ce calendrier semble compatible avec les délais AMAX.

- 2 -

SGN/MIN/78/n° 361 ce

FCB possède au niveau du laboratoire, en continu et discontinu unappareil équivalent au Tassé*ter de NEYRTEC, mais n'a pas dans ce domainei'expérience industrielle.

Il semble à. FCB que l'utilisation de ce surfloculateur pourrait gran-dement faciliter notre problème ; des tests gratuits doivent être effectués dansce sens durant la semaine du 28 au 31 mars. Un doublement de la concentrationexprimée en g/1 est envisageable avec ce type d'appareil, moyennant des consom-mations en floculants de l'ordre de quelques centaines de g par tonne de minerai.

0o o o

G. MORIZOT

COPIES : DRDM (M. LESPINE)DDE/P (M. LILLE)DDE/DEM (M. REY)SGN/MIN : G. BARBERY

J. LIBAUDEG. MORIZOTCHRONO

SCE COURRIER

ANNEXE G

RESULTATS D'ESSAIS D'EPAISSISSEMENT EN LABORATOIREEFFECTUES SUR UNE PULPE DE GARNIERITE DE TIEBAGHI

PAR LA SOCIETE FCB (Avon)

RESULTATS D'ESSAIS D'EPAISSISSEMENT EN LABORATOIREEFFECTUES SUR UNE PULPE DE GARNIERITE DE TIEBAGHI

PAR LA SOCIETE FCB (Avon)

A la suite de la visite chez FCB le 22 mars (annexe F), des testsd'épaississement en laboratoire ont été effectués dans la station d'Avon,sur une pulpe (0-630 ym) préparée à MIN (B.R.G.M.) lors des essais de tromme-lage.

Les modalités des tests sont les suivantes :

- classification à 125 ym d'un échantillon de la pulpe 0-630 ym- égouttage de la fraction + 125 ym- essai de compactage en éprouvette de 1 litre

. d'une part sur la fraction 0-125 ym

. d'autre part sur la totalité de la pulpe 0-630 ym

- utilisation de floculants de type polyacrylamide (FA 57 SH) et detype polysaccharide (Flocal T 214).

1) Test d'épaississement sur la pulpe 0-630 ym

. pour une bonne clarification, la concentration de la pulpe ne doitpas dépasser 80 g de solides par litre (8 % de solide)

. en présence de 300 g/t de Flocal T 214et de 50 g/t de FA 57 SH

la vitesse de clarification est de 34,6 m/h

. le test de tassement en éprouvette d'un litre de la pulpe 0-630 ymfloculée conduit à un pourcentage de solides de 36,6 %

. la consommation totale de floculant est, dans ces conditions :

- 300 g/t Flocal T 214

- 100 g/t FA 57 SH

. les caractéristiques rhéologiques de la pulpe tassée sont :

- viscosité plastique : environ 0,2 Poise- seuil de cisaillement : 1280 dyn/cm2.

0-630 ym

- 2 -

2) Test d'épaississement sur la pulpe 0-125 ym

• la fraction 0-125 ym représente 75 % en poids sec de la pulpe

. pour une bonne clarification de la fraction 0-125 ym, la concentra-tion en solides ne doit pas excéder 50 g/1 (5 % solide)

. en présence des mêmes quantités de floculants que précédemment, lavitesse de clarification est de 9,9 m/h

. le test de tassement en éprouvette d'un litre de la pulpe 0-125 ymfloculée conduit à un pourcentage en solides de 28,5 %

. la consommation totale de réactif exprimée par poids sec de produitépaissi, est la même que précédemment, ce qui, ramenée à la pulpe 0-630 ym,donne les valeurs suivantes :

225 g/t Flocal T 21475 g/t FA 57 SH

. les caractéristiques rhéologiques de la pulpe 0-125 ym tassée sont :

viscosité plastique : 0,3 Poiseseuil d'écoulement : 700 dyn/cm2

. un test de filtration de la fraction 125 ym - 630 ym conduit à uneteneur solides de 73 %

. le mélange des deux fractions permet d'obtenir une pulpe à 33,6 %de solides.

D'après FCB les valeurs trouvées ne pourraient être améliorées consi-dérablement en optimisant chaque paramètre. On obtiendrait au mieux :

- H0 % de solides pour la pulpe 0-630 ym- 32 % de solides pour la pulpe 0-125 ym, qui mélangée à la fraction± 125 ym donnerait : 37 % de solide.

Remarque : On pourra noter que les seuils d'écoulement mesurés sur les pulpescompactées (0-125 ym et 0-630 ym) sont nettement supérieurs à ceuxtrouvés à MIN sur des pulpes compactées à des teneurs en solideéquivalentes(voir annexe L).La vérification de nos propres mesures, a permis de confirmer nosrésultats.Il semble donc que les valeurs données par FCB soient erronées, parsuite d'une erreur opératoire, ou bien que les conditions de prépa-ration des pulpes compactées (notamment les doses de et la nature dufloculant) soient suffisamment éloignées de celles de NEYRTEC pourconduire à des caractéristiques rhéologiques différentes.

CONCLUSION

Ces quelques tests de laboratoire effectués dans le but d'examinerla réponse du minerai garnièritique au compactage, conduisent à des résultatsdu même ordre que ceux obtenus par une mise en pulpe en voie épaisse (38 % ) .

- 3 -

Ces résultats sont moins bons que ceux trouvés par les laboratoiresNEYRTEC à Grenoble (annexe J). Cependant il est important de noter que la pulpeutilisée lors des essais FCB était vieille de plusieurs jours, ce qui pourraitêtre un élément défavorable (voir annexe I).

Néanmoins les valeurs de concentration en solide atteintes par compac-tage lors de ces tests restent supérieures à celles obtenues par simple décanta-tion (30 % de solides pour la pulpe 0-630 um).

A N N E X E H :

ESSAIS DE MISE EN PULPE DU MINERAI

GARNIERITIQUE DE TIEBAGHI (NOUVELLE-CALEDONIE)

[vole. tpcùA&e.)

- 1 -

Cette campagne d'essais a été menée en prenant comme hypothèse de travailque la pulpe obtenue par débourbage et criblage serait chauffée directement parinjection de vapeur d'eau. En conséquence, le pourcentage de solide de la pulpedoit être le plus élevé possible. On estime qu'une teneur de 42 % de solide estnécessaire sur le mélange garniërite-latérite ; deux voies sont envisageables :

- une mise en pulpe diluée, suivie d'un épaississementdes fractions fines après criblage,

- une mise en pulpe épaisse, suivie d'un criblage donnantdirectement dans les passés une pulpe concentrée.

Les travaux effectués par AMAX ont montré que la première voie ne permet-tait d'obtenir que 30 % de solide au plus dans la pulpe par ëpaississement clas-sique, ce qui est insuffisant.

Une mise en pulpe épaisse permet d'atteindre une teneur en solide plus éle-vée, mais les opérations de débourbage et de criblage sont alors plus délicatesà réaliser en raison de la viscosité importante des produits.

Les objectifs essentiels des essais entrepris uniquement sur le mineraigarniéritique étaient donc :

- d'apprécier les difficultés présentées par la mise enpulpe en voie épaisse,

- de préciser la teneur maximale possible de sol ides dansla pulpe ainsi obtenue.

Pour mener à bien cette étude, un échantillon d'une vingtaine de tonnes deminerai garniéritique a été prélevé à partir du lot industriel entreposé àAiguebelle (Savoie) en 1973. Les caractéristiques minéralogiques et physico-chimiques de ce minerai sont déjà connues (rapport 78 SGN 119 MIN).

Deux types d'essais ont été réalisés :

- des tests discontinus de laboratoire, destinés à préciserles conditions optimales de mise en pulpe et de criblagefin,

- des essais de débourbage en continu, dans un trommel àchaînes d'1 tonne/heure de capacité, suivis d'essais decriblage fin.

1. TESTS DE LABORATOIRE .

1.1. Préparation de l'échantillon .

En vue de faciliter le passage du minerai dans un appareil de petitecapacité (quelques litres) un épierrage manuel des blocs durs supérieursä 20 mm a été effectué sur un échantillon d'environ 150 kg brut.

Le bilan de l'opération est le suivant :

- 2 -

+ 20 mm

- 20 mm

TOTAL

Poidshumide %

36,8

63,2

100,0

Poids sec %

40,2

59,8

100,0

Humidité %

25,8

35,6

32,0

La fraction inférieure à 20 mm a été divisée en lots élémentairesde 5 kg environ, destinés aux essais de laboratoire.

1.2. Conduite des essais .

L'appareil utilisé comme débourbeur est un attritionneur DENVERd'une capacité de 10 litres, tournant à la vitesse de 500 tours/minute(à vide).

Les conditions opératoires sont les suivantes :

- débourbage de 4 à 5 kg de minerai brut additionné d'unequantité d'eau déterminée,

- criblage de la pulpe obtenue ä 630 microns sur un criblecirculaire vibrant,

- récupération de chaque fraction : mesure du poids humide,du poids sec, du pourcentage de déclassés et de la visco-sité (cette dernière détermination a été faite uniquementsur la fraction fine).

Les différents paramètres étudiés sont :

- la teneur en solide de la pulpe dêbourbée,- le temps de débourbage,- l'influence d'un dispersant (hexamétaphosphate) sur lamise en pulpe.

1.3. Résultats des essais .

Le tableau ci-après résume les résultats obtenus.

- 3 -

ESSAI

A

B

C

D

E

F

Temps dedébourb.

sec

90

. 90

90

90

900

90

Teneur }:

avantcriblage

43,3

40,6

37,3

39,3

36,1

46,3

Poids % sec

+630 ym

49,2

50,7

46,2

42,7

28,5

100,0

<630 ym

50,8

49,3

53,8

57,3

71,5

0

Teneur solide %

+630 ym

58,8

60,6

64,8

50,7

59,5

46,3

<630 ym

34,6

30,3

27,4

33,6

31,2

-

Rendementcriblage

74,7

73,6

83,4

88,9

89,6

0

Pulpe < 630 ym

Viscositéplastique

Poises

1,1

1,6

1,3

2,9

2,3

-

Seuild'écoule-ment

dyne/cm2

810

850

335

1 540

1 330

-

" teneur de solide dans le débourbeur "" 1 kg/t HMP

- 4 -

Le rendement du criblage est égal au rapport de la quantité de par-ticules < à 630 microns passées à travers la toile du crible à la quan-tité de particules < 630 microns présente dans le minerai ; le chiffredonne une idée de la qualité du criblage de la pulpe à la sortie de l'at-tritionneur.

Les valeurs de seuil d'écoulement sont à considérer avec précaution,le système de mesure utilisé n'étant peut-être pas adapté à la viscositéet à la granulométrie des pulpes obtenues. Cependant, les valeurs donnéesici permettent de comparer entre eux les différents essais.

1.4. Observations .

L'essai F montre que le criblage d'une pulpe (0-20 mm) à 46,3 % desolide n'est pas possible.

En revanche, si la teneur en solide diminue de seulement 3 points(essai A), le criblage de la pulpe s'effectue dans d'assez bonnes condi-tions.

Le pourcentage de solide maximal,au-delà duquel on ne peut cribler,se situe donc entre ces deux valeurs, vraisemblablement aux alentours de45 % de solide.

Le rendement du criblage augmente si le pourcentage de solide dansle débourbeur diminue (essai A, B et C). Bien entendu, le pourcentage desolide dans la pulpe < 630 microns diminue dans le même temps, tandisque celui des refus à 630 microns augmente.

On peut remarquer toutefois,que le rendement de criblage et les ca-ractéristiques rhéologiques de la pulpe < 630 microns, varient peu pourles deux premiers essais (43,3 et 40,6 % de solide). Au-dessous de 40,6 %de solide, le rendement de criblage s'accroît rapidement, tandis que leseuil d'écoulement de la pulpe diminue de moitié.

La comparaison des essais B et D (même pourcentage de solide dans ledëbourbeur) montre que l'addition d'hexamëtaphosphate (HMP) à la dosede 1 kg/tonne brute, améliore très nettement le dëlitage des particulesfines. Le rendement du criblage passe ainsi de 75 % à 89 %. La plus gran-de récupération de la fraction argileuse dans la pulpe fine conduit ainsià une teneur en solide supérieure (33,6 contre 30,3 sans HMP).

Cependant, l'addition d'HMP au délitage présente l'inconvénient demodifier défavorablement les caractéristiques rhéologiques de la pulpeobtenue (sans doute à cause d'une plus grande proportion d'argile) : laviscosité plastique passe ainsi, pour une même teneur en solide dans lafraction < 630 microns (essai A et D) de 1,1 à 2,9, tandis que le seuild'écoulement est multiplié par deux. Le pompage d'une telle pulpe seraitdonc beaucoup plus difficile .

Un débourbage prolongé (essai E) amène des variations de même sensque l'addition de HMP. Un meilleur dêlitage des particules fines conduità un rendement de criblage plus élevé (essai E et C) et une pulpe < 630microns plus concentrée. De même, les caractéristiques rhéologiques dela pulpe sont modifiées défavorablement.

- 5 -

Les caractéristiques rhéologiques des pulpes obtenues montrent que :

- la viscosité plastique du produit est relativement fai-ble,

- le seuil d'écoulement est assez élevé.

A titre d'exemple, la figure 1 montre le rhéogramme de la pulpe< 630 microns de l'essai B. La cotangente de l'angle a donne la valeur dela viscosité plastique. Le seuil d'écoulement ou taux de cisaillementminimal (yield value de la littérature anglaise) est donné par l'intersec-tion du prolongement de la droite avec l'axe des abscisses.

La forme de la courbe montre que la pulpe se comporte comme un fluideplastique dit "de Bingham". La viscosité plastique est faible, mais leseuil d'écoulement est assez élevé.

L'allure du rhéogramme obtenu en montant et en descendant la vitessemontre que le fluide présente un caractère antithixotrope. La force né-cessaire pour mettre la pulpe en mouvement sera plus grande lorsque celle-ci aura été préalablement agitée.

Les caractéristiques rhéologiques des pulpes obtenues montrent quela possibilité de pompage ne sera pratiquement limitée que par le seuild'écoulement. C'est donc cette grandeur qu'il faudra mesurer en priorité.L'utilisation des coupelles AFNOR serait un moyen simple et rapide d'acqui-sition de cette donnée.

A titre indicatif, on estime qu'une pulpe est pompable industrielle-ment par une pompe centrifuge jusqu'à un seuil d'écoulement de l'ordre de800 à 900 dynes/cm2.

Ces essais discontinus, menés sur de petites quantités, ont ainsipermis de dégager quelques données importantes sur le comportement du mi-nerai lors de sa mise en pulpe.

En particulier, les conditions d'obtention, par voie directe, d'unepulpe épaisse présentant des caractéristiques rhéologiques favorables, ontété dégagées :

. temps de dëlitage court,

. concentration dans le débourbeur de l'ordre de45 % en solide,

. absence d'agent dispersant.

Pour les essais en pilote, les conditions retenues seront donc cellesde 1'essai A.

On trouvera à la fin de cette note une définition schématique destermes les plus courants utilisés en rhéologie.

- 6 -

Taux de cisaillementminimal

Couple de tension

Figure 1 : Rhéogramme de la pulpe < 630 ym (essai B)

- 7 -

2. TEST PILOTE DE DEBOURBAGE ET CRIBLAGE EN PULPE EPAISSE .

2.1. Schéma de traitement .

Le schéma suivi est illustré par la figure 2 ci-dessous,

Minerai lt/h Trommel à chaîne

m nbuse : 50 1/h d'eau

0,63 mm

pulpe < 0,63 mm

+ 20 mm

+ 5 mm

eau : 300 1/h

1/-• +0,63 mm0,63 mm

Figure 2 : Schéma de traitement utilisé

Pour améliorer la récupération des fractions fines, les refus ducriblage à 630 microns sont passés sur un second crible arrosé, dontl'eau de lavage sert à alimenter l'installation de débourbage.

La toile de crible à 5 mm sert uniquement comme protection des toilesfines situées en aval. Tous les cribles utilisés sont des cribles vibrants,

Les dimensions des appareils sont les suivantes :

. trommel : diamètre : 50 cmlongueur : 200 cmpente : 2°

. crible 630 microns - maille carrée: 97 cm x 55 cm: 86 cm x 35 cm

Les conditions de marche adoptées après quelques essais sont

- débit minerai brut : 1 t/h (alimenté par pelle),

- temps de séjour moyen du minerai de l'ordre de 4 min,

- débit eau :300 1/h alimentés sur le second crible50 1/h introduits par une buse en sortie de trommel

pour décoller les argiles des plus gros blocs,

- vitesse du trommel : 50 tonnes/min, ce qui équivaut à unevitesse périphérique de 1,30 m/s. Il faut aussi noter quele trommel utilisé est équipé de chaînes soudées par uneextrémité, tout au long du cylindre, suivant quatre géné-ratrices. Les mail Ions deschaines sont, en outre, équipésd'ergots. Ce dispositif permet de brasser la pulpe plusénergiquement et de prévenir la formation de boules d'ar-giles.

2.2. Résultats

Le minerai traité a une humidité moyenne de 32,2 % (comptée surhumide). Sa granulomëtrie s'étend de 0 à 100 mm. Les résultats obtenussont indiqués dans le tableau ci-dessous.

Débit : 1 t/h minerai brut (300 1 + 50 l)/h d'eau.

+ 20 mm

+ 5 mm

+0,63 mm

<0,63 mm

TOTAL

Poidshumide kg

195,3

61,5

225,0

810,1

1 291,9

Poidssec kg

150,0

47,0

146,9

307,4

651,3

Poidssec %

23,0

7,2

22,6

47,2

100,0

Humidité%

23,2

23,6

34,7

62,1

-

Solide%

76,8

76,4

65,3

37,9

-

Afin de comparer cet essai avec les tests de laboratoire, les pour-centages de solide ont été calculés à chaque étape du traitement. Ilsfigurent dans le tableau ci-après.

- 9 -

produit

produit

produit

produit

débourbé

> 20 mm

< 5 mm

final (

dans le trommel

(sortie trommel)

(alimentation ducriblage fin 1)

< 630 microns)

% solide

52,2

45,6

43,9

37,9

2.3. Observations .

2.3.1. Çgmp_ortement_des_aBgareils_et_du_minerai .

Quelques faits intéressants sont à remarquer :

A la sortie du trommel, on n'observe pas la formation de boules argi-leuses. Un essai conduit dans un simple tambour-débourbeur avait montréla présence de nombreuses boules, souvent très grosses ( >10 cm) aprèsquelques minutes de rotation. Les chaînes permettent donc effectivementde pallier à cet inconvénient, en assurant un malaxage efficace de lapulpe et un écrasement des mottes. Les conséquences de la formation deces boules d'argile sont un mauvais délitage du minerai et une dilu-tion plus grande de la pulpe finale, puisque une grande partie desfines restent agglomérées entre elles. Ainsi, il est à craindre queles essais de débourbage réalisés en Nouvelle-Calédonie à l'aide d'unebétonneuse (qui présentait cet inconvénient) conduisent à une apprécia-tion éronée de la capacité des minerais testés â être mis en pulpe envoie épaisse.

En sortie du trommel, la pulpe s'écoule facilement à travers la toilede 20 mm. Cependant, un arrosage des blocs grossiers est nécessairepour décoller les fines particules qui les recouvrent et éviter ainsi,d'une part l'agglomération de ces fragments (qui nuirait à leur éva-cuation), d'autre part une humidité trop importante (qui pourrait êtregênante pour le concassage et le broyage ultérieurs de ces fragments).La suppression de la buse d'arrosage en sortie de trommel dans le butd'éviter de diluer la pulpe n'est donc pas possible dans les condi-tions adoptées pour le dëbourbage.

Le criblage à 5 mm s'effectue dans de bonnes conditions et délivre unproduit + 5 mm relativement propre.

Le criblage primaire à 630 microns ne pose pas de problème (tout aumoins durant le temps de l'essai). Le refus de criblage primaire estencore très humide et contient encore une assez grande proportion defines.

Le criblage secondaire se déroule lui aussi sans incident. Le lavagedu refus primaire permet d'obtenir un refus + 630 microns propre(34,7 % d'humidité). La pulpe obtenue sur ce second crible est très

- 10 -

diluée et circule facilement dans les conduites.

- La pulpe obtenue (38 % de solide) a pu être pompée avec une pompe cen-trifuge.

2.3.2. Qbservations_sur_]_es_résuHats .

Les conditions visées pour cet essai étaient celles de l'essai A.Les résultats montrent qu'il en est bien ainsi. En effet, la teneur ensolide de la fraction < 20 mm est de 45,6 % contre 43,3 % pour l'essaiA ; le produit alimentant le crible primaire fin contient 43,9 % de soli-de. Les concentrationsde pulpe sont donc semblables et confirment la pos-sibilité de cribler ce minerai â 45 % de solide.

La concentration en solide de la pulpe finale est de 38 % ce qui estmeilleur que le résultat obtenu en laboratoire. Cette amélioration peuts'expliquer par une meilleure récupération de la fraction fine (due aulavage sur le second crible des refus primaires) : 61,3 % en poids sec(calculé sur la fraction < 20 mm) contre 50,8 % pour l'essai A. Simulta-nément, le refus (+ 630 microns - 20 mm)a une humidité plus faible(32,3 35) que pour l'essai A (41,2 35).

Le temps moyen de débourbage est de 4 minutes environ. Ce temps estplus élevé que le temps adopté pour les tests de laboratoire, mais lesmécanismes et les vitesses d'agitation sont très différents dans les deuxcas. Le temps adopté pour l'essai pilote peut être considéré comme rela-tivement court pour un dëbourbage.

La courbe granulométrique réalisée en voie humide lors de l'étudepréliminaire du minerai de Tiebaghi (échantillon Aiguebelle) donne uneproportion de 48 % de grains inférieurs à 630 microns ; en supposant unerécupération de la fraction fine de 85 %t on trouve 56 % de grains infé-rieurs à 630 microns dans la totalité du lot traité. Ceci indique quel'appareillage utilisé ici pour le débourbage a une action ménagée surle minerai et ne conduit pas à une production de fines importante (ce quiest favorable à l'abaissement du seuil d'écoulement de la pulpe).

En résumé, cet essai pilote a montré que :

- on pouvait fabriquer une pulpe à 38 % de solide par dé-bourbage et criblage,

- cette pulpe était pompable,

- que les différentes opération de débourbage et criblages'effectuaient sans problème dans les conditions del'essai.

Il faut cependant noter que le chiffre de 38 % de solide paraît diffici-le à dépasser en utilisant cette technique. En effet, le trommel débourbeurtravaille à la limite de ses possibilités quant au pourcentage de solide dela pulpe débourbée (52,2 % ) . Des incidents de fonctionnement lors d'essaispréliminaires ont montré une baisse accidentelle du débit d'eau pouvant en-traîner un colmatage rapide de l'appareil.

- 11 -

3. CONCLUSIONS .

Les différents tests entrepris ont permis de dégager quelques faits in-téressants sur le comportement du minerai lors de son débourbage :

- Le criblage fin est possible à partir d'une concentration desolide de 45 % (produit 0-20 mm) •

- On peut obtenir une concentration de 38 % de solide dans lapulpe < 630 microns. On peut noter que cette concentration desolide est semblable à celles obtenues par AMAX sur un échan-tillon identique. On pourrait donc atteindre, par addition dela pulpe latëritique, une concentration de 42 %, qui convien-drait dans le cas d'un chauffage direct.

- Les caractéristiques rhéologiques de la pulpe sont :

. une viscosité plastique assez faible,

. un seuil d'écoulement élevé qui déterminerales possibilités de pompage.

- Un délitage trop complet du minerai augmente la valeur du seuild'écoulement de la pulpe.

L'ensemble de ces résultats a été obtenu sur le seul échantillond'Aiguebelle. Aussi, les valeurs absolues des divers paramètres peuvent varieret une campagne d'essais devrait être entreprise pour apprécier les diffé-rences de comportement. Cependant, on peut vraisemblablement penser que lesdifférents phénomènes mis en évidence varieront dans le même sens que pourl'échantillon d'Aiguebelle.

La mise en pulpe de la latérite n'a pas été entreprise ici :

. d'une part, le Département Minéralurgie ne disposait pas d'unéchantillon de taille suffisante,

. d'autre part, les essais d'AMAX ont montré qu'elle posaitmoins de problème et qu'une pulpe à 45 % pouvait être obtenue.

Cependant, des essais identiques devraient être menés pour étudier lecomportement de la latérite lors de sa mise en pulpe, et sélectionner lestypes d'appareils pouvant effectuer ce travail. Il serait notamment utile devérifier la nécessité d'une compression'préalable à sec" pour faciliter lamise en pulpe, et de rechercher, le cas échéant, l'appareil le plus adaptépour la réaliser.

Enfin, il faut souligner que la mise en pulpe par voie épaisse présentel'inconvénient de faire fonctionner les appareils à la limite de leurs pos-sibilités : des variations dans le débit d'eau ou la nature du minerai pour-raient avoir des conséquences fâcheuses sur la marche des appareils. D'unautre côté, nous avons vu que le dëbourbage en voie diluée, qui permettraitde travailler de façon plus souple, fournit une pulpe à 30 % de solide seu-lement.

Une technique, peu développée actuellement, mais qui, cependant, faitses preuves dans le traitement des argiles, pourrait concilier les avantagesdes deux voies en éliminant leurs inconvénients : un dispositif alliant lafloculation et le tassage mécanique des flocs formés parvient à épaissir lesboues argileuses à des concentrations en solide supérieures à celles d'un

- 12 -

épaississeur conventionnel. Des tests de laboratoire sur des échantillons depulpe de Tiebaghi ont donné des résultats très encourageants. Des essais pi-lotes seraient donc très utiles à réaliser avec cet appareil qui intervien-drait en sortie de dëbourbage sur la fraction < 100 microns de la pulpe déli-tée. En cas de succès, le problème de la mise en pulpe en voie épaisse seprésenterait alors dans des conditions beaucoup plus favorables.

- 13 -

vitessei >

viscosité = cotg a ;

force de cisaillementFluide Newtoni en

= seuil d'écoulement

cotga= vise.plastique

cotga= vise.apparente

Fluide plastique de Bingham

Fluide pseudo-plastique Fluide dilatant

Fluide thixotrope Fluide antithixotrope Fluide rheopexe

Figure 3 : Définition schématique des termes rhéologiques usuels .

ANNEXE I

Influence, da tzmp¿ zt dz la. quotité,dz V zojx ¿U/I lz¿> puZpz& pntpahJíz*en vo¿e tpaJjt&z zt zn vo¿z diluJíz

- 1 -

NOTE SUR LA PREPARATION DES MINERAIS DE NICKEL DE TIEBAGHI(Nouvelle Calédonie)

ETUDE DE L'INFLUENCE DU TEMPS ET DE LA QUALITE DE L'EAU SUR LESPULPES PREPAREES EN VOIE EPAISSE ET EN VOIE DILUEE

Dans tous les essais réalisés jusqu'ici au département Minéralurgiedu BRGM, sur la mise en pulpe des minerais de nickel de Tiébaghi, le temps etla qualité de l'eau n'ont pas été pris en compte comme paramètres, notammentdans la détermination des caractéristiques rhéologiques des pulpes.

Les essais ont toujours été menés avec l'eau de la ville d'Orléans,et les mesures effectuées un ou deux jours plus tard.

Cependant, ces deux paramètres, temps et qualité de l'eau, peuventavoir une importante influence sur les propriétés de surfaces des argiles etdes particules fines en général, si bien que la capacité des minerais à êtreépaissis, ou les propriétés rhéologiques des pulpes obtenues peuvent en êtreaffectées.

Or, il est important de connaître les modifications apportées aucomportement des minerais par ces facteurs ; le temps en effet, interviendra,dans le cadre de l'usine de préparation des pulpes, au niveau de leur chemine-ment dans les circuits et surtout dans les cuves de stockage. L'alimentation eneau, peut, de son côté, subir des variations en qualité au cours du temps.

Les implications éventuelles de ces paramètres sur le projet doiventdonc être appréciées, aussi bien pour la mise en pulpe en voie épaisse, qu'envoie diluée.

Pour répondre à ces questions, une série d'expériences et d'observa-tions a été menée au département MIN, essentiellement sur le minerai garnièri-tique. L'objet de cette note est de présenter les principaux aspects des résul-tats acquis.

1 - CAS DE LA MISE EN PULPE EN VOIE EPAISSE

1.1 - Hode opératoire et résultats expérimentaux

Deux pulpes à 3 5 % e t 2 5 % environ de solide ont été préparées enlaboratoire par débourbage mécanique et criblage à 630 ym, de la fraction 0-20 mmd'un minerai garnièritique, dans les conditions opératoires décrites en annexe H.L'eau utilisée était l'eau de la ville d'Orléans. Les caractéristiques rhéologi-ques, seuil d'écoulement et viscosité plastique, ont ensuite été mesurées aucours du temps (entre 1 heure et quelques jours). Le pH de la pulpe à lui aussiété déterminé.

- 2 -

Une seconde série de mesures a aussi été pratiquée, de la même façon,mais cette fois avec de l'eau distillée.

Les résultats sont donnés dans les tableaux ci-dessous. On peutrappeler que les pulpes envisagées ici se comportent comme des fluides plasti-ques antithixotropes.

Eau de ville d'Orléanspulpe à 35,7 % solide

Tempsheure

010

1

3

4

6

24

200

pH

8,1

8,0

8,1

8,1

8,1

8,2

8,0

dyn/cm2

2 177

2 394

2 133

2 322

2 321

2 104

2 249

nPoise

3,8

2,3

3,6

1,5

2,3

3,0

2,3

Eau distillée pulpe à 36,2

Tempsheure

1

24

100

460

pH

8,1

8,0

8,2

8,0

7,9

dyn/cm2

1 596 ?

2 902

2 902

2 757

2 612

% solide

nPoise

3,3

1,5

3,0

3,0

3.0

Eau de ville d'Orléanspulpe à 25,6 % solide

Tempsheure

l 1 5

18

47

116

480

PH

8,1

8,1

8,1

8,0

7,8

Çdyn/cm2

320

285

289

285

308

nPoise

0,30

0,40

0,38

0,40

0,36

Eau distillée pulpe à 26,0 % solide

Tempsheure

015

20

24

100

460

PH

8,1

8,1

8,1

8,0

7,9

dyn/cm2

403

413

408

403

380

nPoise

0,42

0,39

0,44

0,48

0,42

- 3 -

1.2 - Observations sur les résultats

1.2.1 - Influence_du_tem£S_sur_les_£ro£riétés rhéologiques des_£ul£es

L'examen rapide de ces tableaux montre qu'en général, 1^ temps n'a quepeu d'influence sur les différentes valeurs mesurées sur les quatre types depulpes.

Le seuil d'écoulement, en particulier, ne varie pas de façon signifi-cative, compte tenu de la précision des mesures : ± 100 dyn/cm2 pour les pulpesà 36 % de solide et ± 20 dyn/cm2 pour les pulpes à 26 % de solide.

On peut noter cependant dans le cas de la pulpe à 36 % de solide, eneau distillée une valeur nettement inférieure, pour la mesure à 1 heure, à lamoyenne des autres : 1596 contre 2800 environ. En réalité, cette mesure paraîtdouteuse et est peut être due à une erreur opératoire. Le même phénomène avaitété constaté sur la pulpe faite avec l'eau d'Orléans et avait entraîné la répé-tition complète de la série de mesure. On peut voir que cette anomalie estmaintenant absente pour cette pulpe (36 % solide - eau Orléans). De plus pourles pulpes à 26 %, la constance de la valeur du seuil d'écoulement est établiedès la première mesure.

La viscosité plastique n elle non plus ne subit pas de variationssignificatives ; ceci est bien montré en particulier sur les pulpes à 26 % desolides. Sur les pulpes à 36 % de solides, les variations semblent importantes ;cependant, la mesure des viscosités plastiques élevées, est assez imprécise. Onpeut donc considérer que l'ordre de grandeur de ces mesures reste inchangé enfonction du temps.

Le pH des pulpes est lui aussi constant au cours du temps, quelquesoit la teneur solide et la qualité de l'eau. Tout au plus peut-on noter unelégère tendance à décroître pour les temps supérieurs à 450 heures.

En résumé, le temps n'a que peu d'influence sur les propriétés rhéolo-giques et le pH des pulpes préparées en voie épaisse.

1.2.2 - Influence_de_la_qualité_de_l¿eau_sur_les_£ro£riétés_rhéologÍ2cjues des_£ul£es

Pour les deux types de pulpes envisagés (26 et 36 % de solides) l'in-fluence de la qualité de l'eau se manifeste de la même façon.

On remarque tout d'abord que le pH des pulpes est constant, quelquesoit le pourcentage de solide et l'eau utilisée. Le pH légèrement basique estatteint dès la mise en pulpe terminée.

Des mesures effectuées "au fil de l'eau" lors des essais pilotes,confirment ce point. .Cette valeur du pH pourrait correspondre à la valeur d'équi-libre entre les argiles de la pulpe et le milieu aqueux. La qualité de l'eaun'a donc pas d'influence sur cette valeur.

- 4 -

En revanche, les valeurs du seuil d'écoulement sont légèrement augmen-tées quand la mise en pulpe est effectuée avec de l'eau distillée ;

pour la pulpe à 36 % on passe ainsi de 2250 dyn/cm2 à environ 2800 dyn/cm2,pour 26 % de solides on passe de 300 à 400 dyn/cm2.

La viscosité plastique subit une variation semblable, visible surtoutsur la pulpe à 26 % de solides.

Des analyses de l'eau de la ville d'Orléans ont donné les valeurssuivantes :

mg/1

Cl =

Ca++ =

Mg + + =

Na+ =

K+ =

Fe =

La présence d'ions dans l'eau tend donc à diminuer le seuil d'écoule-ment et la viscosité plastique des pulpes. Ces résultats sont très importantspour les problèmes de pompage des pulpes et le calcul du coefficient d'échangethermique. Dans le cas où la mise en pulpe en voie épaisse serait adoptée, ilconviendrait de préciser par des études plus fines, quels sont les ions inter-venant dans ces modifications, et à quelles concentrations. Il serait aussisouhaitable de procéder aux mesures rhéologiques avec une eau de composition laplus voisine possible de celle utilisée sur le site minier.

2 - CAS DE LA MISE EN PULPE EN VOIE DILUEE SUIVIE DE COMPACTAGE

Rappelons que cette technique de traitement consiste à débourber leminerai avec la quantité d'eau optimale, puis après séparation par criblage etcyclonage, à compacter les fractions fines (< 40 ym ou < 100 pm) par une techni-que de double floculation et tassage mécanique. Cette dernière opération esttrès importante puisqu'elle conditionne en partie la teneur en solide finaledes pulpes alimentant les réchauffeurs. Plus que l'évolution en fonction dutemps et de l'eau des caractéristiques rhéologiques des pulpes obtenues, c'estdonc essentiellement la variation de l'efficacité du compactage qu'il convientd'examiner.

Aucun essai expérimental bien contrôlé n'a pu être mené sur se pointau B.R.G.M. jusqu'à présent.

Cependant, la société NEYRTEC a procédé de ce côté à quelques testsdans ce sens et un certain nombre d'observations ont pu être faites tant chezNEYRTEC qu'au département MIN lors des campagnes pilotes.

17

17,5

40

5,3

9,8

3,2

0,1

14

14,5

39,2

4,9

9,2

3,1

0,1

- 5 -

2.1 - Variation de la teneur en solide atteinte par compactage en fonctionde l'âge de la puTpë"

Des essais de compactage en éprouvette d'un litre ont été réaliséschez NEYRTEC, sur une pulpe fraîchement préparée et après vieillissement de2 à 3 jours. Toutes choses étant égales (notamment la quantité de floculant),la teneur en solides obtenue sur la pulpe vieillie était inférieure de_ 3 pointsenviron à_ celle de la pulpe fraîchement compactée.

Les fractions fines subissent donc dans le temps une altération quirend plus difficile leurs épaississements. Ce résultat semble à première vueen contradiction avec les observations du paragraphe 1.2.1 où l'on ne décelaitaucune variation du comportement des pulpes dans le temps.

De longues périodes de stockage des pulpes avant le_ compactage doiventdonc être évitées.

2.2 - Influence de la qualité de l'eau

L'influence de la qualité de l'eau sur le degré de compaction n'a pasété étudiée systématiquement. Cependant des différences ont pu être relevées entreles tests de laboratoire réalisés à Grenoble et à Orléans.

Lors d'essais préliminaires destinés à déterminer le floculant le plusadapté aux minerais garnièritiques et latéritiques, on a pu constater que le flo-culant (FA 20 H Floeger) qui donnait le meilleur compactage à Grenoble, condui-sait à Orléans à des résultats inférieurs. Le meilleur floculant à Orléans étaitle FA 57 H, plus anionique. La qualité de l'eau peut donc influer sur le_ choixdu floculant à_ utiliser, et pour un floculant donné elle peut faire varier lesvitesses de décantation et les épaississements de pulpe. La composition chimiquede l'eau utilisée sur le site minier est donc, du point de vue du compactage,une donnée importante qu'il faudrait acquérir rapidement (à titre indicatif,des analyses d'eaux susceptibles d'être utilisées dans le projet industriel sontportées sur le tableau ci-joint).

Une série d'essais systématiques devrait donc être entreprise pourdéterminer l'influence des différents ions présents dans l'eau.

CONCLUSION

Le temps et la qualité de l'eau sont donc des facteurs d'une relativeimportance pour la préparation des pulpes de Tiébaghi, surtout dans l'hypothèsedu traitement en voie diluée et compactage. Dans le cadre de la reconnaissancesystématique du gisement, ces facteurs doivent être pris en compte ; notammentil serait prudent de recommencer, sur un certain nombre d'échantillons, un essaide compactage sur un Tasster de laboratoire, après un vieillissement des pulpesde 24 heures environ, de manière à apprécier la diminution de la teneur en solideet l'éventuelle variation des qualités rhéologiques qui pourraient en résulter.

- 6 -

ANALYSES D'EAUX SUSCEPTIBLES D'ETRE UTILISEES POURL'ALIMENTATION DE L'USINE HYDROMETALLURGIQUE

(Communiqués par M. NEYRET - COFREMMI)

pH

Dureté TH ° Fr

Titre alcalimétriqueTA ° Fr

TitreTAC °

SiO2

SOit

Cl

Mg

Ca

Na

K

Fe

CO 3

alcalimétriqueFr

mg/1

Tl

It

It

tt

It

tt

tt

It

Extrait sec mg/1

t °C

Nappe

7,5

24,5

0

23,3

64

9,5-16

15 à 18

60

0

6,5

0,2

290

28

Newé

Rivière

7,9

12

0

11,8

24

12,6

10

21

14

7,8

0,5

143

Amont

7,9

-

0

23

12,5

7,3

17,6

-

< 1

traces

Koumac

Nappe

7,7

11

0

10°

11-19

2,9-15

10-12

8,5-9,5

25-31

^ 10

^ 1

< 0,1

125

150

TABLEAU 1

A N N E X E J :

RESULTATS D'ESSAIS D'EPAISSISSEMENT EN

LABORATOIRE EFFECTUES SUR UNE PULPE DE

GARNIERITE DE TIEBAGHI (NOUVELLE-CALEDONIE) PAR LA

SOCIETE NEYRTEC .

- 1 -

Département "Minëralurgie" Orléans, le 24 mars 1978SGN/MIN/78/n° 358 ce

RESULTATS D'ESSAIS D'EPAISSISSEMENT EN LABORATOIREEFFECTUES SUR UNE PULPE DE GARNIERITE DE TIEBAGHI

PAR LA SOCIETE NEYRTEC (PONT de CLAIX)

A la suite de la visite BRGM chez NEYRTEC le 20 mars 1978, un testd'épaississèment en laboratoire a été effectué sur une pulpe préparée à partird'un échantillon de garniérite provenant d'Aiguebelle.

Les modalités de l'essai ont été les suivants :

- débourbage de la pulpe,- classification à_ 630 mn,- classification a. J.00 ym,- égouttage de la fraction 630-1Q0 ym,- épaississement de la fraction < 100 ym (à partir d'une pulpe à,6 % de solides),

- utilisation de 500 g/t sèche de floculant (polyacrylamide) surle < 100 um, ce qui correspond à environ 200 g/t sèche d'alimen-tation garniéritique.

RESULTATS.

. La pulpe < 100 ym a été épaissie à 35 % de solides ; pour NEYRTEC cette valeurserait portée à 40 % dans une installation industrielle.

. La fraction égouttée 100 - 630 ym a une humidité sur sec de 43 % (soit 30 %sur humide) , ce qui correspond à. un pourcentage en solides de 70 %.

• Le mélange de la pulpe < 100 ym épaissie et de la fraction égouttée 100 -630 ym aurait dans ces conditions une teneur en solides de 44- % (basesanalyses granulométriques : 60 % < 100 ym et 40 % de 100 - 630 ym).

. D'après NEYRTEC, la pulpe 0 - 630 ym après épaississement serait pompablemais ne pourrait être transportée économiquement en tuyauteries sur plusieurskilomètres (viscosité >3,6 poises).

• • • / • •

- 2 -

CONCLUSIONS.

L'unique test de laboratoire effectué dans le but d'examiner lespossibilités de la surfloculation donne un résultat très encourageant.

Le type de flocùlant utilisé est le même que celui préconisé parAMAX pour le lavage à- contre courant. Son coût/ rendu Nouvelle Calédonie est de13 F/kg. Dans l'hypothèse d'un rapport L/G égal à 1 et sur les bases indiquéespar NEYRTEC, la consommation en floculants passerait de 700 t/an (hypothèse"Groupe de travail") à 840 t/an (hypothèse utilisation de la surfloculation).

Il nous semble donc très important de confirmer les possibilités dela surfloculation.

0o o o

ANNEXE K

Compte, tendu \4e.yKte.c de¿ e¿i>a¿t> de. compactage

da 25/4 au 72/6

NEYRTECA U S T H O M ' Ä T L A N T I Q U E

BUREAU DE RECHERCHE

GEOLOGIQUE ET MINERE

ORLEANS-LA SOURCE

COMPTE RENDU DES ESSAISDE TRAITEMENT DES GARNIERITES

ET LATERITES DE NOUVELLE CALEDONIEEFFECTUES DU 25 AVRIL AU 12 JUIN 1978AU CENTRE BRGM DE LA SOURCE ET AU

LABORATOIRE NEYRTEC

TEC n° 764 JUIN 1978P.RASCALON

ALSTHOMATLANTÏQÙÉ

S O M M A I R E

Page

INTRODUCTION I à 3

1 - PREMIERE CAMPAGNE D'ESSAIS AU B . R . G . M . , SURCAMION LABORATOIRE (25 au 28 Avril) ~ 4 à 5

2 - ESSAIS DE LABORATOIRE COMPLEMENTAIRES, ANEYRTEC (8 au 12 Mai I978) 6 à 7

3 - DEUXIEME CAMPAGNE D'ESSAIS AU B.R.G.M. AVECLE CAMION LABORATOIRE (l6 au 24 Mai 1978). . . . 8

3-1 - Essais d'épaississement de la garniérite 8 à 9

3-2 - Essais d'épaississement de la latérite . . ç

3-3 - Essais d'épaississement du mélangegarniérite + latérite 9 à 10

4 - NOUVEAUX ESSAIS DE LABORATOIRE A NSYRTEC(30 Mai au 12 Juin 1978) II

4-1 - Mesures des densités réelles aupicnomètre II

4-2 - Essai de floculation des latérites à l'aidedu floculant SEPARAN MG 200 utilisé parAMAX II

4-3 - Recherche d'épaississement des latéritesavec d'autres floculants de la gammeFLOERGER II à 12

4-4 _ Essais d'épaississement sur mini-TASSTBRde laboratoire des 6 échantillons degarniérite 12 à 13

4-5 - Analyses granulométriques des 6 échantil-lons de garniérite 14

4-6 - Essais d'essorage des sables 100-600 micronsde garniérite 14 à 15

NEYRTEÇAL8THOM -ATLANTIQUE

INTRODUCTION

La Société COFREMI désirant réaliser en Nouvelle Calédonie,en coopération avec la Société Américaine AMAX, un traite-ment des minerais de nickel du gisement de TIEGAGHI parprocédé hydrométallurgique, le B.R.G.M. actionnaire deCOFREMI nous avait demandé s'il était possible d'épaissirsuffisamment la pulpe après débourbage et classificationvers 0,6 mm afin de la traiter en autoclaves pour en ex-traire le nickel.

Une teneur en solides voisine de 42 % de la pulpe O-oOOmicrons était espérée. Le matériau introduit dans le dé-bourbage serait composé de latérites (de l'ordre de 50^)et de garniérites (environ 50 %), le rapport latérites/garniérites n'étant pas défini de manière absolue. Notonstout d'abord que les latérites comprennent peu de grainssupérieurs à 100 microns, alors que les garniérites encomprennent beaucoup. Les rapports des tranches 100-600 mi-crons/o-100 microns seront importants à préciser car ilsconditionnent notablement la teneur en solides finale ob-tenue. En effet, les 0-100 microns pourront être traitéspar floculation et compactage tandis que les 100-600 micronsdevront être essorés mécaniquement. Enfin, la concentrationen poids de 42 % avancée au départ n'est pas définitivementfixée et est susceptible d'être modifiée selon les besoinsdu traitement par autoclaves et les résultats obtenus pour1'épaississement de la pulpe.

Après des essais préliminaires au laboratoire NEYRTEC pourétudier les possibilités de floculation et de compactage•et déterminer un premier choix de floculants à utiliser,la campagne d'étude s'est effectuée comme suit :

Io/ du 25 au 28 Avril I978 : première campagne au B.R.G.M.de LA SOURCE avec le camion laboratoire NEYRTEC. Essaisd'épaissement des garniérites. La coupure était faitenon pas à 100 microns mais à 40 microns à l'aide ducyclone du camion. Deux choses se sont avérées gênantespendant cette première campagne, la première étant ledébit trop important que l'on était obligé de traiterà cause du cyclone dont le débit de fonctionnementdevait se situer impérativement au-dessus de 5 m3/h ; laseconde étant l'équipement interne du petit TASSTER ducamion qui ne convenait pas au type de boue rencontré.

NEYRTEÇALSTHOM-ATLANTIQUE

Les résultats obtenus n'étant pas satisfaisants (surtoutau niveau de la régularité d'extraction des boues duTASSTER), nous avons décidé de ramener le TASSTER àGRENOBLE et de faire la modification nécessaire sur lesystème râcleur d'évacuation, le système installé deve-nant alors sensiblement identique (bien qu'à plus petiteéchelle) à celui des TASSTER industriels à l'échelle I.

2°/ du 8 au 12 Mai 1978 : Modification du TASSTER du camionet essais de laboratoire à NEYRTEC. Ces essais avaientpour but de s'assurer du bon choix de floculant utilisépour les garniérites, des différences de floculationentre GRENOBLE et ORLEANS étant apparues nettement, sansdoute dues à l'eau traitée en station utilisée au B.R.G.M.D'autre part, ayant ramené un échantillon de latérites àGRENOBLE, nous avons pu faire une approche du choix defloculant pour la latérite et faire un essai d'épaissis-sement sur le mini-TASSTER de laboratoire qui représenteassez fidèlement les résultats que l'on peut obtenirsur le TASSTER du camion.

3°/ du I6 au 24 Mai 1978 : Deuxième campagne d'essais auB.R.G.M. de LA SOURCE avec le carción laboratoire.

Les choix de floculants ont à nouveau été déterminés,compte tenu de la particularité des eaux de la régiond1ORLEANS.

La classification des produits s'est effectuée cettefois à l'aide de panneaux B.R.G.M. de maille carrée 125microns. Le produit était stocké dans une cuve agitéed'environ 12 mj où l'on pouvait ajuster la concentra-tion à la demande. Une pompe à variateur de vitessepouvait débiter le produit à la concentration choisie(35 g/1) vers le camion où la mixture était pompée versun premier appareil, le CLARIFLUX dont le but est d'ef-fectuer un premier épaississement (de l'ordre de 5 à6 fois la concentration d'arrivée). Le principe de cetappareil est basé sur l'accélération de la floculationdes particules solides à travers un lit de boue alimen-té et régulé de façon convenable (voir figure I).

ALSTHÔM

La boue soutirée au bas de l'appareil est ensuite pom-pée vers le TASSTER qui a pour but de sortir une bouecompacte. Le TASSTER est constitué d'une chambre cylin-dro-conique alimentée en boue et en floculant à sa par-tie supérieure. Plusieurs ¿eux de pales assurent à lafois une rotation très lente qui facilite l'aggloméra-tion des flocs entre eux et une compression de ces mêmesflocs pour en expurger l'eau. La boue de plus en pluscompactée circule de haut en bas de l'appareil Jusqu'ausystème d'extraction par pompe.

Les essais ont été effectués avec la garniérite et lalatérite, ainsi qu'avec le mélange des deux produits.Le TASSTER ayant été modifié à GRENOBLE, les bouesépaissies sont sorties à concentration régulière toutau long des essais.

4°/ du 30 Mai au 12 Juin : Nouveaux essais de laboratoireà NEYRTEC qui se sont décomposés de la manière suivante :

- Essai de floculation des latérites à l'aide du flocu-lant américain SEPARAN MG 200.

- Recherche d'autres .floculants de la gamme FLOERGERen vue d'un plus fort épaisslssement des latérites.

Par ailleurs, 3 kg de latérites ont été expédiés aulaboratoire de FLQ2RGER afin que celui-ci effectuedes essais de floculation sur ce produit et nous don-ne son avis.

- Mesures au picnomètre des densités réelles des garnie-rites et des latérites, afin de confirmer les valeursutilisées au BRGM.

- Essais d'épaississements au mini-TASSTER de laboratoiresur 6 échantillons de garniérites provenant d'endroitsdifférents de la mine de nickel (avec essais de flocu-lants).

- Analyses granulometriques des 6 échantillons de gar-niérites afin d'obtenir les proportions entre les 100-600 microns et les 0-600 microns.

-Essais d'essorage des sables 100-600 microns de garnie-rites que le B.R.G.M. nous avait expédiés :

Essais sur essoreur AEG et sur trompe à eau.

2 ^ NEYRTEÇAUSTHOM'ATLANTÏÔUÉ

I - PREMIERS CAMPAGNE D'ESSAIS AU B.R.G.M. SUR CAMION

LABORATOIRE (25 au 28 Avril).

Des essais en éprouvette sur place nous ont conduità choisir le floculant à utiliser pour les garniérites:il s'agit du FLOERGER FA 57 H, un floculant polymèremoyennement anionique, couramment utilisé pour la flocu-lation des argiles et des sels métalliques, de massemoléculaire moyenne io7, que nous utilisons en solutiondans l'eau à la concentration de I g/1 ou 0,5 g/1 pourles essais.

Nous insistons toutefois sur le fait que le choix dufloculant dépend de l'eau utilisée ; si, par exemple àGRENOBLE, le FA 20 H donne d'aussi bons résultats que leFA 57 H, à LA SOURCE, le FA 20 H donne des résultatsmédiocres. On peut donc affirmer déjà que les choixdéfinitifs des floculants à utiliser devront se fairesur le site en Nouvelle Calédonie.

Comme nous l'avons signalé auparavant, les essaisd'épaississement à l'aide des appareils installés alorsdans le camion laboratoire n'ont pas donné satisfactionà cause d'une mauvaise adaptation de l'installationau produit à traiter. D'abord la coupure granulométri-que s'effectuait à 40 microns environ, alors qu'elledevait se faire vers 100 microns, mais surtout le dé-bit d'entrée- dans le CLARIFLUX ne pouvait pas diminueren-dessous de 5-6 m3/h à cause du cyclonage amont et del'impossibilité de soutirer au moins 3 m3/h entre lecyclone et le CLARIFLUX, et enfin, la partie basse duTASSTER d'essai (consistant en une rampe hélicoïdaleprise entre le fond et une "poire" en rotation) neconvenait pas pour ce produit même si elle a été géné-ralement satisfaisante pour d'autres matériaux à.traiter,La garniérite, qui une fois épaissie vers 400 à 500 g/1offre un aspect de gel épais, descendait très difficile-ment entre la "poire" et le fend dans la rampe hélicoï-dale, ce qui fait que des "renards" ou infiltrationsd'eau étaient aspirées par la pompe d'extraction au lieud'une boue épaisse.

Nous ne donnerons donc pas les résultats numériquesde ces essais non significatifs, sachant toutefois quedes concentrations en poids, de l'ordre de 35$, ont étéobtenues mais de manière irrégulière et épisodique.

. 52 NEYRTEÇAt-STHOM-ATLANTlâué

Nous avons donc décidé :

- d'une part de ramener le TASSTER à GRENOBLE en vue demodifier la partie basse en installant un simple brasraclé très similaire à l'équipement des TASSTER utilisésdans l'industrie à l'échelle I,

- d'autre part, de prévoir pour les essais suivant une cou-pure granulométrique à 100 microns à l'aide d'un panneauB.R.G.M., ce qui permet d'abord d'avoir une coupure telleque désirée, ensuite, à l'aide d'un stockage dans une cuvetampon agitée, d'ajuster aisément la concentration et ledébit d'entrée de la mixture dans le CLARIFLUX.

. 62 NEVRTECA LSTHÓM'ATLANTIQUE

2 - ESSAIS DE LA30RAT0IRE COMPLEMENTAIRES A NEYRTSC(8 au 12 Mai 1978)

De nouveaux essais de floculation en éprouvettes sur lesgarniérites ont confirmé le choix du FA 57 H de FLOERGSR,quoique le FA 20 H (très faiblement anionique) donnedes résultats identiques à GRENOBLE (contrairement à LASOURCE).

Pour les latérites, le FA 20 H est légèrement meilleurque le FA 57 H, à GRENOBLE, alors que c'est le contraireà LA SOURCE.

Il est à noter que l'eau de GRENOBLE, qui vient de lamontagne/est classée parmi les eaux dures, alors quel'eau de la région de LA SOURCE provient certainementd'une station de traitement, avec adjonction, soit desulfate d'alumine, soit de WAC, soit d'autres produitsagissant comme coagulants.

L'importance de l'eau utilisée est donc clairementmise en évidence et les choix de floculants ne pour-ront pas s'appliquer tels quels à l'installation deNouvelle Calédonie.

D'autre part, il a été effectué, à l'aide d'un mini-TASSTER de laboratoire en plexiglass des essais d'épaissis-sement qui ont donné les résultats suivants :

- Pour les garniérites tamisées à 100 microns avec340 grammes de floculant FA 57 H par tonne de matièresèche, une concentration d'extraction (en poids/poids)de 33,6$ est obtenue.

- Pour les latérites, avec 400 grammes de floculantFA 57 H par tonne de matière sèche, une concentrationd'extraction (en poids/poids) de 26 % est obtenue.On déterminera plus tard que la consommation de flocu-lant doit être très légèrement augmentée afin d'ob-tenir un meilleur épaississement.

Mais, il est à noter que ces valeurs ont été obtenues, pourles mesures de concentration, en chauffant les produitssur des plaques électriques, donc à une température éle-vée alors que l'on apprendra par la suite (et l'on véri-fiera) que les produits (latérites et garniérites) doivent

. 72 S NEYRTEÇAI.STHÓM-ATÍ1ÁNTÍQUC

être séchés afin de ne pas éliminer l'eau de constitu-tion qui fait partie intégrante des argiles.

Dans des essais postérieurs où des comparaisons seronteffectuées, on notera des gains sur la concentration de0,5 à 3*5 % lorsque l'on chauffe les produits en étuveà 80°C (pendant 48 heures environ), et non sur la pla-que électrique.

. 8NEYRTEC

6LSTHÓM 'ÄTLÄN TI Ó U E

3 - DEUXIEME CAMPAGNE D'ESSAIS AU 3RGM AVEC LE CAMION

LABORATOIRE (l6 au 24 Mai 1978)

Après avoir effectué les modifications d'installationénoncées à la fin du paragraphe 1, 4 essais ont étéréalisés, deux avec la garniérite, un avec la latériteet un avec mélange garniérite + latérite.

3-I - Essais d'épaississernent de la garniérite

Le floculant utilisé a été le FA 57 H de FLOERGER.Deux essais ont été effectués, le deuxième ayantété demandé par le BRGM afin d'être sur d'obtenirune bonne régularité des résultats. Avec leCLARIFLUX de 60 cm de diamètre et le TASSTER de40 cm de diamètre, on s'est assuré qu'il ne fautguère alimenter avec un débit supérieur à 3,5m3/h,la limite étant 4 m3/h, avec une alimentation deboue à 35 g/1.

La consommation de floculant (distribué par2 pompes doseuses) a été pour ces essais de350 grammes par tonne de matière sèche traitée,soit 100 g/tonne pour le CLARIFLUX et 250 g/tonnepour le TASSTER.

Les concentrations de boue en poids/poids obtenues,ont été les suivantes :

- Pour le premier essai = Cr,/D m o v e n 35»5 %

- Pour le second essai = C . moyen 35>4 %

Ces valeurs ont été obtenues, une fois le régimede marche établi, et ceci durant environ 2 heu-res à 3 heures (durée de l'essai), avec des faiblesfluctuations (de l'ordre de 1% en plus ou enmoins de la valeur moyenne).

Notons que ces valeurs ont été calculées en pre-nant une densité réelle de la garniérite de 2,85.D'autre part, la concentration d'entrée de 35 g/1a été choisie en tenant compte du fait qu'audelà de 55 g/1 la garniérite floculée a tendanceà prendre en gel et à ne plus s'épaissir.

. 92§ y çALSTHÓM 'ÏTLANTIQÜk

Enfin, les sorties d'eau (clarificateur et concen-trateur de CLARIFLUX, et surverse TASSTER) sontclaires dans tous les cas, si l'on respecte lesdébits indiqués et une consommation de floculantsupérieure à 300 g/tonne de matière sèche.

3-2 - Essais d'épaississement de la latérite

Le floculant utilisé était également le FA 57 H deFLOERGER, qui donnait les meilleurs résultats àLA SOURCE.

Les débits d'alimentation durant cet essai ontfluctué entre 2,3 et 3,5 m3/h et on s'est assuréqu'il ne fallait guère alimenter les appareilsdu camion avec un débit supérieur à 3 m3/h, lalimite étant 4 m3/h, avec une alimentation de boueà 35 g/1. La consommation de floculant a été de460 g/tonne de matière sèche, soit I6O g/tonnepour le CLARIFLUX et 300 g/tonne pour le TASSTSR.On a fonctionné quelque "temps avec une consomma-tion de l'ordre de 400 g/tonne (limite inférieure)La concentration de boue en poids/poids obtenuea été en moyenne de 31 %, avec des fluctuationsde l'ordre de 1,5 %.

Ces valeurs ont été calculées en prenant une den-sité réelle de la latérite de 3,15.

3-3 - Essais d'épaississement du mélange garniérite +latérite

Le mélange ayant été effectué avec 50^ de garnie-rite et 50 % de latérite à l'entrée du débourbeur,il nous est arrivé, à l'entrée du CLARIFLUX (doncaprès tamisage), un mélange comprenant 30^ degarniérite et J0% de latérite, les latérites compre-nant peu de grams supérieurs à 100 microns.Pour les calculs de concentrations, nous avonsconsidéré une densité réelle du produit de 3,06(moyenne pondérée de la densité de la garniérite2,85 et de la densité de la latérite 3,15).

La concentration d'entrée du mélange a été fixéeà 35 g/1, et le débit d'alimentation était de3 m3/h.

La consommation de floculant la plus satisfaisantes'est située autour de 450 gramme/tonne de matiè-re sèche, soit 150 g/t pour le CLARIFLUX et300 g/t pour le TASSTER. La limite inférieure de

. 10

NEYRTEÇA L S T H ¿ M • L I O Ü k

consommation de fioculant se situe vers400 g/tonne au total (120 g/t pour le CLARIFLUXet 280 g/t pour le TASSTER).

La concentration de boue en poids/poids, réguliè-rement obtenue sur une durée de 3 heures, a étéen moyenne de 32,5 %, avec des fluctuations in-férieures à 1%.

La régularité de la concentration des boues ex-traites est donc très satisfaisante, surtoutcompte tenu du fait qu'il s'agissait là d'essaisavec des réglages et des fluctuations inévitablessur les valeurs d'entrée (concentration de dé-part, débit de mixture, débit de floculant, régla-ges différents des appareils CLARIFLUX et TASSTERetc..) et que les temps de réponse sur ces appa-reils à petite échelle sont rapides et donc favo-risent les instabilités.

• IINEYRTEÇ

ACSTHÓM'ATUÁNTIQUC

4 - NOUVEAUX ESSAIS PS LABORATOIRE A NEYRTEC (30 Mai au

12 Juin I97S

4-1 - Mesures des densités réelles au picnomètre

Les mesures au picnomètre ont donné comme valeursmoyennes :

- garniérite = 2,83 (pour les < 100 microns)

- latérite = 3,16

4-2 - Essai de floculation des latérites à l'aiôe dufloculant SEPARAN MG 200 utilisé par AMAX

Ce floculant donne des résultats inférieurs aufloculant FA 20 H qui donne les meilleurs résul-tats à GRENOBLE. Par exemple, dans les mêmesconditions et avec les mêmes quantités de flocu-lant, lorsqu'on obtient en éprouvette une concen-tration de boue floculée, décantée et raclée, de3IO g/1 pour le FA 20 K, on obtient seulement275 g/1. avec le SEPARAN.

4-3 - Recherche d'épaississement des latérites avecd'autres floculants de la gamme FLOERGER

Les floculants de la série SH(copolymères del'acrylamide, de poids moléculaire plus élevé queles produits de la série H), qui peuvent être uti-lisés pour les hydroxydes et les sels métalliques,les argiles, ont été essayés, sans bon résultats.Les floculants de la série FC, utilisés plutôtpour les boues organiques, ne sont pas meilleursà part le FC 250 qui donne des résultats moyens.Enfin, la nouvelle série XI, X2, X3, X4 n'a pasdonné satisfaction.

Il semble donc que pour la latérite, le floculantFA 20 H donne le plus fort épaississement finalà GRENOBLE (le FA 57 H à LA SOURCE), avec la meil-leure solidité de flocs.

D'autre part, les essais exécutés par FLOERGER àqui il avait été envoyé 3 kg de latérites, confir-ment nos résultats quant au choix de floculant,

. 12

: S NEYRTEÇALSTHOM-ÀTLAN'IIQUC

le FA 20 H donnant le plus fort épaississement àSt. ETIENNE, avec une eau relativement douce(alors qu'elle est classée "dure" à GRENOBLE).

4-4 - Essais d'épaississement sur mlni-TASSTER de labora-toire des 6 échantillons de garniérite

Les 6 échantillons de garniérite relevés en diffé-rents points du gisement, ont donné des résultatsidentiques quant au choix du floculant, le FA 57 KFLOERGER donnant toujours les meilleurs résultats.Une première série de mesures a été effectuée er.chauffant sur plaque électrique les échantillonsde boue épaissie sortie du TASSTER afin d'obtenirla concentration en poids. Il s'est avéré quela température de chauffage sur ces plaques étaitbeaucoup trop élevée et faisait sortir l'eau deconstitution des argiles, donc donnait des résul-tats finaux de concentration plus faible que laréalité.

Nous avons donc refait toute la série d'essais,en chauffant les boues obtenues en étuve à unetempérature comprise entre 75 et 80°C, même sicette opération était plus longue (environ 48 h.de séchage pour chaque échantillon).

On s'est assuré d'autre part que les produitsétaient bien secs, en prolongeant pour quelques-uns d'entre eux la durée de chauffage pendantdeux Jours supplémentaires, sans que l'on noteun abaissement du poids final.

Les résultats obtenus quant à 1'épaississementdes boues extraites du mini-TASSTSR avec desconsommations de floculant faibles (320 g/tonne)par rapport aux essais réalisés sur le camion,sont les suivants:

I o / ç _ y _ ^ _ = _ _ 5 _

Concentration obtenue en poids/poids

C = 30,4 %

27,2 %

. 13

NEYRTEÇA L S T H O M ' A T Ï I A N T Ï Q U É

3°/ Sch

C = 30,5

C = 27,1

5°/ ?S^Î55iii25C = 29,6

6°/

C - 28,6

7°/ Nous avons d'autre part effectué un essaisimilaire, dans les mêmes conditions, surl'échantillon de garniérite provenant du stockd'AIGUEBELLE et nous avons obtenu une concen-tration de 34,8 %.

Il est à noter que les échantillons n 303 et 305semblaient beaucoup plus secs d'aspect que les au-tres. D'autre part, les microfloculations del'échantillon n° 306 était moins bonnes que pourles autres.

Nous avons voulu savoir si la mauvaise microflocula-tion et 1'épaississement final relativement faiblede l'échantillon n° 306 était dû à un mauvais choixde floculant ou à une quantité insuffisante de flo-culant. En fait, le FA 57 H est bien celui qui don-ne meilleure satisfaction, mais son dosage à320 g/t était seulement trop faible. Un essai ef-fectué avec un dosage à 450 g/t a donné une concen-tration de 33,1 % à l'extraction du mini-TASSTER,soit 4,5 % de mieux que précédemment.

On peut en conclure provisoirement que tous lesproduits peuvent atteindre un bon épaississement,en utilisant le même floculant, mais avec des dosesdifférentes.

. 14

NËVRTEÇALSTHOM-ATUANTÏâ'ué

4-5 - Analyses granulometriques des 6 échantillons degarniérite

II était intéressant de connaître, sur la tranche0-600 microns la proposition des sables 100-600 microns, leur concentration en poids une fois esso-rés étant différente des concentrations obtenuespour les fins (0-100 microns).

Les analyses granulométriques des 6 échantillonsde garniérite ont donc été effectuées(figures 2à 7). Le produit a, chaque fois, été délité àla machine (sorte d'agitateur à plusieurs pales)pendant I minute, à raison de 400 grammes environde produit sec peur 2 litres d'eau. Une comparai-son des granulometries obtenues en délitage ma-chine et délitage à la main, apparaît à la figure pour l'échantillon n° 302.

Les rapports des tranches 100-600 microns sur lestranches 0-600 microns sont les suivantes :

- échantillons n° 301" n° 302

n° 303

" . n° 304

n° 305

n° 306

ce qui donne une moyenne de

39 %36 %35,8 %30,8 %39,4 %35,2 ïo

4-6 - Essais d'essorage des sables 100-600 microns degarniérite

I o/ Essai sur essoreur A.E.G.

3 mesures d'humidité sur humide ont été effec-tuées (quantité de sable : 2 fûts de IOO li-tres) :

- Début d'essai : humidité sur humide : 40,5 %

- Milieu d'essai: humidité sur humide : 39,4 %

- Fin d'essai : humidité sur humide : 38,4 %

. 15

ALSTHÖM-ÄTLANTIQÜC

Cette humilité paraît forte mais s'explique par lefait que le matériau absorbe beaucoup d'eau (porosi-té des grains).

2°/ Essai sur trompe à_eau

Le sable est déposé à l'intérieur d'un papier filtresur une trompe dont la dépression est créée par uncourant d'eau adjacent.

Les sables, au départ très mouillés, après 5 minutesde fonctionnement arrivent à une humidité (sur humi-de) de 31,3 %.

On améliore donc nettement les résultats en créantune dépression sous les sables et il sera donc in-téressant de créer une dépression sous un crible AEGpar exemple, où l'on pourrait alors obtenir des humi-dités de l'ordre de 30 %.

o

0 0 0

principe floculateur clarificateur

Le principe du procédé S E C L A Rest basé sur l'accélération de lafloculation des particules solidesà travers un ht de boue alimentéet régulé de façon originale.

L'appareil conçu suivant ce pro-cédé est entièrement statique etcomprend trois parties distinc-tes :

• floculateur

• clarificateur

• concentrateur

II a pour fonction de préparerla formation des flocons, grâceà l'action des floculants agissantsur les particules. Il alimente leclarificateur à sa base par unefente circulaire. U n orifice libreplacé au bas du floculateur per-met d'extraire les grosses parti-cules solides ou les gros floconsdirectement vers le concentra-teur.

eaupolluée

boueconcentrée

C e premier étage de l'appareil.de forme cylindrique dans lapartie supérieure, est prolongepar un tore conique vers le basoù stationne un lit de boue.L'eau à clarifier venant du flocu-lateur passe par une fente cir-culaire placée au bas du clari-ficateur et pénètre dans le lit deboue formé par les flocons con-tenus dans l'eau à clarifier.

D u fait du ralentissement desvitesses, les flocons fins prove-nant du flocuiateur s'agglutinentsur les gros flocons circulantdans le lit de boue du clarifica-teur. Cet effet de contact desflocons entre eux et à l'intérieurdu lit de boue permet d 'augmen-ter leur taille et leur densité ap-parente et par conséquent d'ac-célérer de façon notable la vi-tesse moyenne de passage del'eau dans le clarificateur.

concentrateur

Le deuxième étage de l'appareilest constitué par une trémieconique recevant, dans la zonecentrale, la boue préconcentrée.Cette boue est extraite à undébit préréglé vers le bas. L'eauclarifiée est évacuée à traversdes orifices calibrés placés surune couronne située dans lapartie haute du concentrateur.

Fiacre.2

cit.

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•AuirilP :

CUENÎ:

?• VJV _ n 306

ANNEXE L

PREPARATION DES PULPES EN VUE DE LA LIXIVIATION SULFURIQUEDES MINERAIS DE NICKEL DE TIEBAGHI

(NOUVELLE CALEDONIE)

PREPARATION DES PULPES EN VUE DE LA LIXIVIATION SULFURIQUEDES MINERAIS DE NICKEL DE TIEBAGHI

(NOUVELLE CALEDONIE)

Résultats des essais de compactage des pulpesobtenues lors du débourbage des minerais en milieu dilué

Si l'on prend comme hypothèse de travail que les pulpes obtenues pardébourbages des minerais seront directement chauffées par injection de vapeurd'eau, avant leur entrée dans les autoclaves, on doit viser un pourcentage desolides le plus élevé possible dans ces pulpes. On estime qu'une teneur solidesde 42 %, pour les mélanges garnièrite-latérite pourrait convenir à l'entrée dusystème de chauffage direct.

Les essais réalisés chez AMAX sur la latérite seule ont montré quecelle-ci pouvait être obtenue sous forme de pulpe à 45 % de solides. Suivant lesproportions du mélange garnièrite-latérite, (G/L = 2 à G/L = 1), le pourcentagede solide de la pulpe garnièritique doit alors atteindre 38 à 40 % de solide pourconduire au chiffre retenu de 42 % de solides dans la pulpe alimentant le systèmede chauffage direct.

Pour atteindre ce pourcentage élevé de solide, dans la pulpe garnièri-tique, deux voies sont envisageables :

- d'une part un débourbage en voie épaisse, donnant directement une pulpeconcentrée après criblage

- d'autre part un débourbage en milieu dilué suivi d'un épaississementdes fractions fines.

Une première campagne d'essais a permis de tester la première voiesur un minerai garnièritique. Une teneur solides de 38 % a pu être obtenue, maisles difficultés de mise en oeuvre du débourbage en voie épaisse ont été démon-trées : criblage difficile et risque de colmatage des appareils.

Quant à la seconde voie, bien que permettant un débourbage plus aisé,elle se heurtait jusqu'ici à l'impossibilité d'épaissir les pulpes de garnièritesau-delà de 30 % de solides.

Cependant, au cours de l'enquête effectuée dans le cadre de la prépara-tion des minerais, auprès des constructeurs d'appareillage, une technique nouvellede surépaississement développée par la Société NEYRTEC est apparue intéressantepour remédier à l'obstacle présenté par la mise en pulpe en voie diluée (voirannexes C, D).

- 2 -

Cet appareil, le Tasster, permet de compacter des boues préalablementconcentrées par un épaississeur. Le pourcentage en solides obtenu en fin de cir-cuit est alors nettement supérieur (jusqu'à 2 fois plus) à celui donné par unépaississeur conventionnel. Ainsi, l'utilisation de cette technique pour lapréparation des minerais de Tiébaghi, permettrait de travailler en milieu dilué,tout en conduisant à une teneur en solides acceptable pour l'alimentation desautoclaves.

Dans le but de confirmer cette possibilité, un premier essai de labo-ratoire fut conduit à Grenoble par NEYRTEC sur un échantillon de minerai garniè-ritique (voir annexe J).

Le résultat obtenu (40 à 45 % de solide sur la fraction 0-630 ym) asemblé suffisamment encourageant pour décider d'entreprendre une campagne d'es-sais pilotes, tant sur les minerais garnièritiques que latéritiques.

Le but de cette note est de présenter les résultats obtenus lors decette campagne sur ces deux types de -minerais et leur mélange.

1 - DESCRIPTION DES ESSAIS

1.1 - Echantillons utilisés

Le principal de la campagne d'essais a porté sur le minerai garnièriti-que, pour lequel 1'épaississement des fractions fines semblait le plus difficile.L'échantillon utilisé provient d'un prélèvement de 20 tonnes environ, pris surle lot industriel d'Aiguebelle. Les caractéristiques de cet échantillon sontdéjà connues (rapport 78 SGN 119 MIN).

En outre, un essai a porté sur un échantillon de latérite de Tiébaghiprovenant de la carrière ouverte sur le flanc du gisement et prélevé au coursdu premier trimestre 1978.

1.2 - Schéma de traitement

Le schéma suivi est illustré par la figure 1 ci-dessous.et les planches 1, 2.

L'appareillage de débourbage est le même que celui utilisé pour lesessais de mise en pulpe en voie épaisse.

Dans tous les essais la vitesse de rotation était de 4-0 t/mn, ce quiéquivaut à une vitesse périphérique de 1 m/s.

L'ensemble de compactage (épaississeur et Tasster) était installé àl'intérieur d'un camion-laboratoire de la Société NEYRTEC. Les dimensions desappareils sont :

- épaississeur Clariflux : 0 60 cm x 150 cm- compacteur Tasster : 0 40 cm x 120 cm

Le floculant utilisé lors des essais est le FA 57 H de FLOERGER (poly-acrylamide anionique).

Fig. 1 : SCHEMA DE TRAITEMENT.

alimentation minerai

Itrommel

eau de lavagerecyclée

floculant

eau

eau

1

5mm

0 630 vim

- > +20 mm

+5 mm

eau

eau

JLeau

630 ym c

+ 0,63 mm

panneau tamiseurou

cyclone •

"sableé1 égouttés

épais-sisseur

boue épaissie

eau

TE H

pulpe0-630ym

"boues" compactées

Débit horaire : G =600 kg/h, (brut) = 4Q0 kg secépaississeur = 140 kg/h (sec)

360 kg/h (brut) = 200 kg secépaississeur = 180 kg/h (sec)

PLANCHE 1. ESSAIS PILOTES - PREPARATION DE LA PULPE 0-0,09 mm

Trommel débourbeur

Crible vibrant p et ú,63 mm)

Crible de rinçage (0,63 mm) Panneau tamiseur (0,09 mm)et crible égoutteur

PLANCHE 2. ESSAIS PILOTES - COMPACTAGE (camion Neyrtec)

Cyclone classificateur Clariflux (ou seclar)

Pulpe compactéeSortie Tasster

Tasster

- 3 -

1.3 - Conduite des essais

Les essais ont été menés en deux campagne successives. Au cours dela première, des résultats encourageants avaient déjà été obtenus, mais defaçon très irrégulière, par suite du caractère très collant des boues flocu-lées et d'un dispositif de raclage des produits au fond du Tasster mal adapté.

Pour la deuxième campagne, le système de raclage des boues fut rem-placé par un système de bras à râteaux classique.

De plus, un certain nombre de modifications furent apportées au circuit

- désolidarisation des opérations de débourbage et de compactage parinterposition d'une cuve de stockage de 10 m3 où se déversait le pro-duit à compacter. Cette disposition permettait de plus d'adapterexactement la concentration en solide de la pulpe à 35 g/1, valeurrequise pour avoir une bonne vitesse de décantation dans l'épaississeur,

- remplacement du cyclone, par un panneau tamiseur équipé d'une toileà mailles carrées de 125 ym pour effectuer la coupure "sable-boue",cet appareil étant plus adapté au débit de pulpe mis en jeu.

Les essais ont été menés de la façon suivante :

- débourbage en voie diluée du minerai et classification granulométriqueaux différentes mailles

- sotckage de la fraction fine en cuve et ajustement de la concentration- reprise dans la cuve et alimentation de 1'installation de compactage.

Les essais ont porté essentiellement sur le compactage des fractionsfines du minerai garnièritique d'Aiguebelle ; puis un test a été conduit surun échantillon latéritique. Enfin un essai de compactage d'un mélange des frac-tions fines des deux minerais a été mené.

2 - RESULTATS

2.1 - Minerai garnièritique

- Conditions^ opératoires

. Débit = 670 kg/h brut - 450 kg/h sec

. Consommation en floculants 350 g/tonne sèche traitée(fraction "boue")

. Eau = 250 1/h sortie trommel(650 + 100) 1/h arrosage crible2000 1/h dilution fraction 0-630 ym200 1/h arrosage panneau tamiseur

. Durée = 1 h 45 mn

. Débit alimentation épaississeur =2,8 m3/h.

- Résultats

Produits

> 20 mm

20 - 5 mm

5-0,63 mm

sable"

boue"

TOTAL

Poids sec

kg

109,1

76,5

117,3

195,0

295,0

792,9

Poids %

13,8

9,6

14,8

24,6

37,2

100,0

% solides

79,6

84,1

70,0

56,6

35,3—

-

Humidité

20,4

15,9

30,0

43,4

64,7

-

(boue + sable)

Poids % % solides) sable : 39,8 )> > -+1,5 %) boue : 60,2 )

100,0

:: la coupure du panneau tamiseur est 86 ym, avec une imperfection de 0,14.

:::: chiffre moyen obtenu sur une période de fonctionnement de 30 mn environ.

Le tableau I ci-joint montre les flux horaires de solides et d'eaudans le circuit et l'évolution de la teneur en solides au cours des différentesopérations. Le débit horaire de l'alimentation du compactage indiqué dans cetableau n'est pas le débit réel enregistré lors de l'essai avec le Tasster de40 cm de diamètre. Ce débit fictif correspond en fait à celui de la productionde fractions fines, lequel était supérieur à celui du Tasster utilisé. LeTasster pouvant accepter ce débit aurait en réalité un diamètre plus élevé quecelui de l'essai.

2.2 - Minerai latéritique

- Conditions opératoires

. Débit = 320 kg/h - 185 kg/h sec

. Consommation en floculants 400 g/tonne sèche traitée(fraction "boue")

. Eau = 200 1/h sortie trommel(650 + 100) 1/h arrosage crible2550 1/h dilution fraction 0-630 ym400 1/h arrosage panneau tamiseur

. Débit alimentation épaississeur 2,8 m3/h.

Alimentation

453

216

669

67,8

32,2 216

6501007501/h

Trommel

453

966

1419

31,9

68,1

403

159

966

1125

\

< 5

347

1192

1539

22,5

77,5

264

122

1192

1314

< 20

f

V

250

20

1/h

mm

20

Flux horairematières (kg

deset l/hl

63

16

79

•+ 20 mm

79,6

20,4

-

22

16

-

< 20

5 mm390

1200

1590

24,5

75,5

292

137

1200

1337

I (légende)

Poidssec

Poidseau

Poidspulpe

% sol.

hum.%

g/1

Vol.sec

Vol.eau

Vol.pulpe

>,85

43

8

51

+ 5 mm

84,1

15,9

-

15

8

-

< 0,63

280

1163

1443

19,4

80,6

222

98

1163

1261

2000 i/K Alim-Panneau B.R.G.M. 200 1/h

280

3163

3443

8,1

91,9

85,9

98

3163

3261

> 0,086

asse<t),080

< 0,086 mm

169

3278

3447

4,9

95,1

50,6

refus i> 0,086 dilution

111

85

196

56,6

43,4

895

39

85

124

169

310

479

35,3

64,7

458

59

310

369

"Sables" "boues compactées"y

169

4770

4939

59

3278

3337

67

29

96

+ 0,63

70,0

30,0

-

mm

23

29

-

1492 1/h

Alim-Compactage

3,4

96,6

35

59

4770

4829

280

395

675

< 0,

41

58

63 mm

,5

,5

568

98

395

493

4460 1/h

Tableau I

-6T

- Résultats

Produits

> 20 nun

20 - 5 nun

5-0,63 mm

sable"

boue"

TOTAL

Poids seckg

= 0

= 0

3,61

19,0

253,0

275,6

Poids %

0

0

1,3

6,9

91,8

100,00

% solides

58,2

56,9

32,0î:;:

Humidité

41,8

43,1

68,0

(boue + sable)

Poids % % solides)sable : 7,0 )> > 33,0)boue : 93,0 )

100,0

:: la coupure du panneau tamiseur est 95 um avec une imperfection de 0,16.

::" chiffre moyen obtenu sur une période de 30 mn environ.

Le tableau II est l'analogue du tableau I pour la latérite.

2.3 - Mélange garniêrite-iatérite

opératoires

Chacun des produits a été débourbé séparément dans les mêmes condi-tions que précédemment. Les fractions fines ont ensuite été mélangées avantd'alimenter l'installation de compactage.

- Résultats

Produits

"Sable"

"Boue"

TOTAL0-630 um

Poids sec kg

G

90,0

115,3

20'5,3

L

19,9

267,2

287,1

G + L

109,9

382,5

492,4

Poids %(G ou L) TV

G

24,6

31,5

56,1

L

6,9

93,1

100,0

Poids %/mélange0-630 um (G + L)

G

18,3

23,4

41,7

L

4,0

54,3

58,3

G + L

22,3

77,7

100,0

%solide

G + L

58,0

32,5

36,0

Alimentation

184

134

318

57,7

42,3

-

-

134

-

6S0100750 \/\

* > -

Trommel

184

884

1068

17,2

82,7

195

58

884

942

200 1/h

W

Flux horaire desmatières en kg et 1/h

+ 20 mm

< 5

184

1084

1268

14,5

85,4

161

58

1084

1142

< 20

184

1084

1268

14,5

85,4

161

58

1084

1142

+ 20

20 mm

0

0

0

-

-

0

0

0

< 20

\

(legende)

Poidssec

Poidseau

Poidspulpe

% sol.

hum.%

g/1

Vol.sec

Vol.eau

Vol.pulpe

3,15

0

0

0

+ 5 mm

-

-

-

0

0

0

182

1083

1265

14,4

85,6

160

58

1083

1141

2550 i/h,Alim-P;

i 182

3633

3815

nneau B.RiG.M. 400 1/h

4,8

95,2

49,3

58

3633

3691

Pass«0,09f

< 0,0 95 mm

169

4023

4192

4,0

96,0

41,5

refus> 0,095 ... ..

' Dilution> 0,095

13

10

23

nm}

56,2

43,1

930

4

10

14

169

359

528

32,0

68,0

409

58

359

413 y"Sables" "Boues compactées"

169

4775

4944

54

4023

4077

2

1

3

,4

,4

+ 0,

58

41

-

63

,2

,8

mm

0

1

2

,6

,4

752 1/h

Alim-Compactage

3,4

96,6

35

54

4775

4829

182

369

551

< U

33

67

426

b3

,o

,o

mm

58

369

427

4 416 1/h

Tableau II

- 8 -

Le rapport garnièrite/latérite visé était de 1/1. Celui effectivementatteint lors de cet essai est égal à G/L = 1,3.

Les bilans pondéraux des autres produits de cet essai sont pratique-ment identiques à ceux des essais réalisés sur chaque minerai séparément.

3 - OBSERVATIONS SUR LES ESSAIS

3.1 - Comportement des appareils et du minerai

. L'ensemble de 1'installation a fonctionné sans difficulté particulière.Le colmatage du trommel paraît impossible. Les fractions granulométriquesgrossières séparées à chaque étage du traitement ne contiennent plus qu'unefaible proportion de fines particules. Cette situation est assez différente decelle observée lors des essais de mise en pulpe en voie épaisse (annexe H) : letrommel travaillait alors à la limite de ses possibilités, et les opérations decriblage, même si elles s'opéraient convenablement, conduisaient à des produitstrès mal lavés.

Ceci montre bien l'intérêt qu'il y a à travailler en voie diluée ; lesrisques d'accidents par colmatage sont minimes et l'imperfection des criblagesest plus faible.

. Le débourbage de la latérite est moins facile que celui de la garniè-rite. Quelques fragments de minerai latéritique sortent même du trommel sansêtre totalement mis en pulpe. La latérite nécessite donc, dans le même appareilun temps de séjour plus long. Pour les essais, le temps de séjour de la garniè-rite dans le trommel était de l'ordre de 15 minutes, contre 25 minutes pour lalatérite. •

. La figure 2 permet de comparer la granulométrie de la garnièriteavant et après débourbage (l'analyse granulometrique avant débourbage a étéeffectuée dans le cadre de l'étude "pyro" sur un échantillon de 150 kg prove-nant du lot stocké à Aiguebelle). On voit immédiatement que le trommel à chaînesutilisé pour les essais n'entraîne pas une augmentation des fractions les plusfines, inférieures à 100 ou 40 ym. En revanche, les gros blocs présents dansle minerai sont effrités et écroûtés et leur proportion diminue au profit decelles des fractions moyennes, sans conduire toutefois à une production décela-ble de fractions fines.

Ceci appelle deux remarques :

- La proportion de "boue" à compacter présente dans un minerai, tout-venant, pourra être évaluée avec une bonne précision par l'analyse gra-nulométrique d'un échantillon de sondage. En revanche, la proportionde "sables" présents à la sortie du trommel (0,1-0,63 mm) ou (0,1-1,5 mm)risque d'être évaluée par défaut avec cette même analyse. Il faudradonc en tenir compte, d'une part dans la conduite des tests sur carot-tes de sondage, et d'autre part dans leur interprétation.

- 9 -

10

20

30

CO

w

o 50CO<* 60 1

70 T

80 +

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100 m

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0,1 10 0 mm

Fig. 2 : Granulométrie du minerai garnièritique tout-venant avant et japrès le trommelage. " ;

- 10 -

- La seconde remarque, est que la répartition granulométrique du magné-sium sera modifiée après passage du minerai garnièritique dans letrommel. Il est utile de noter que les études réalisées dans le cadrede 1'enrichissement à_ sec de ce minerai, montrent que la teneur enmagnésium des fractions grossières sera vraisemblablement augmentée illa sortie du trommel.

3.2 - Observations sur les résultats de compactage

3.2.1 - Com£araison des pourcentages de solides obtenus ¡>ar compactage

Pour mieux évaluer les résultats obtenus par compactage des boues surTasster, il est intéressant de les comparer au pourcentage de solides obtenu parsimple décantation durant 48 h en éprouvette d'un litre, de produits identiquesprélevés en cours d'essai.

Compactage

Sédimentation

% solide sur fractions fines

Garnièrite

35,3

23,1

Latérite

32,0

29,9

On voit immédiatement que le compactage des fractions fines conduità un gain très net pour le minerai garnièritique.

En revanche, le pourcentage de solide est peu amélioré pour la latérite.Cependant, le chiffre de 32 % de solides a été obtenu sur le seul essai effectué.De plus, lors de l'essai sur le Tasster et lors des tests de laboratoires, ilest apparu que les flocs de latérite étaient très fragiles et avaient une nettetendance à se briser. Ainsi, il est vraisemblable que les flocs étaient partiel-lement détruits par le mouvement (pourtant lent) des bras du Tasster. Le systèmede compactage ne remplirait plus alors convenablement son office.

On peut donc espérer améliorer ce résultat d'une part par la recherched'un type de floculant plus approprié à ce produit, d'autre part par l'optimisa-tion des doses de floculants utilisés. Des essais en ce sens sont actuellement(juin 1978) en cours chez NEYRTEC.

3.2.2 - Influence du_gourcentage_de_solide_des_sables

Le pourcentage de solides de la pulpe 0-630 ym (boue + sable) dépenden partie de celui de la fraction sableuse.

- 11 -

Dans nos essais, l'égouttage des sables n'a pas été l'un de nosobjectifs. Le pourcentage de solides obtenus sur ces produits par un simple pas-sage sur panneau tamiseur et crible circulaire vibrant de 80 pm a oscillé entre58 % et 60 %. On pensait généralement que le chiffre de 75 % (valeur obtenue lorsd'un premier test de laboratoire) pourrait facilement être atteint sur un égoutteurvibrant industriel.

Différents tests de laboratoires sur Buchner et des essais sur égout-teur vibrant ont conduit à des teneurs solides ne dépassant pas 65 à 70 %. Parsuite de la porosité du matériau, il semble difficile d'améliorer ce résultat.

Dans ces conditions, les pourcentages de solides des pulpes obtenueslors de nos essais seraient les suivants :

Sable à 58 % desolides

Sable à 65 % desolides

Pourcentage solides de la pulpe 0-630 ym

Garnièrite

41,5

43,1

Latérite

33,0

33,2

Mélange (G+L)

36,0

36,6

L'intérêt de ce tableau est de montrer clairement que 1'augmentationde la teneur solides du mélange des minerais passe essentiellement par l'amélio-ration du compactage des latérites et non par un gain sur l'égouttage des sables.

3.2.3 - Influence_de_la_dimension_de_cou£ure_entre_"sable"_et_"boue^

Des tests de compactage en laboratoire ont montré que la teneur ensolides des boues obtenues était peu sensible à la granulométrie du produit àcondition que la maille de coupure entre sables et boues ne soit pas inférieureà 40 pm. Au-dessous, on assiste à une décroissance de la teneur solide de la bouecompactée.

Des essais pilotes sur différentes granulométries de boue de mineraigarnièritique confirment ce point. On obtient ainsi les chiffres suivants :

Granulométrie de lapulpe fine

0-20 ym0-55 ym0-85 ym

% solide aprèscompactage

27,635,035,3

Cependant, l'abaissement de la dimension de coupure entre sable etboue peut avoir une influence bénéfique sur le pourcentage de solide final.

- 12 -

En effet, si le seuil de coupure diminue la proportion de sable égoutté à65 % de solides, augmente dans la pulpe 0-630 ym, et le résultat final peutsr en trouver amélioré.

Le tableau suivant permet de comparer les résultats obtenus en utili-sant deux coupures différentes, toujours dans le cas du minerai garnièritique(les autres conditions des essais étant identiques).

"Sable"

:tBoue"

Pulpe 0-630

Coupure à 20 um

P %

65,8

34,2

100,0

% solide

65,0

27,6

44,4

Coupure à 86 ym

P %

39,8

60,2

100,0

% solide

65,0

35,3

43,1

On peut voir sur cet exemple que, malgré le pourcentage de solides plusfaible obtenu sur les boues dans le cas d'une coupure à 20 um, le résultat finalest plus élevé d'un point par rapport au cas d'une coupure à 86 ym, à cause d'uneproportion de sable plus importante. Il a été vérifié expérimentalement qu'aprèségouttage, l'humidité résiduelle d'un "sable" 630-20 ym ne différait pas sensi-blement de celle d'un "sable" 630-86 ym.

La dimension de coupure entre sable et boue doit donc être optimiséepour obtenir un pourcentage de solide le plus élevé possible dans la pulpe fina-le. Un compromis doit être recherché entre une forte proportion de sable et unegranulométrie de boue telle que son compactage soit efficace. La consommationen floculants peut également intervenir dans le choix de cet optimum.

3.2.4 - Remarçiue_sur_les_résultats_de_com2actage_du_mëlange_de_fractions

L'épaississement des boues du mélange garnièrite-latérite conduit à unrésultat très proche de la moyenne arithmétique pondérée des pourcentages de so-lides obtenus séparément sur chaque minerai : 32,5 % de solide effectivementatteint contre 32,9 % calculé (en prenant pour base le rapport G/L = 1,3).

En admettant que cette remarque est toujours valable, on peut calculerle pourcentage de solide atteint par compactage pour plusieurs rapport garnièritelatérite. En supposant de plus que les sables sont égouttés à 65 % de solide, onobtient alors la teneur solide de la pulpe 0-630 ym, pour chaque cas. En prenantpour la répartition poids des sables et boues, les chiffres obtenus lors de nosessais, on trouve les résultats suivants :

- 13 -

Produit

Sable

Boue

Pulpe 0-630

Garnièrite

P % sec/T.V.

24,6

37,2-

61,8

% solide

65,0

35,3

43,1

Latérite

P % sec/T.V.

6,9

91,8

98,7

% solide

65

32

33

,0

,o

G/L

65

32

36

% solidemélange

= 1

,0

,9

G/L =

65,

33,

37,

sur(G +

1

0

1

0

3

leL)

G/L

65

33

38

= 2

,o

î! Ce pourcentage poids est celui obtenu sur l'essai garnièrite seule ; obtenuà plusieurs reprises, il semble plus vraisemblable que celui de l'essai surle mélange G + L.

Si maintenant on suppose que la coupure entre sable et boue serait faite à40 ym, on obtient alors les résultats suivants (en admettant de plus que lesteneurs solides des boues compactées sont les mêmes que celles des essais(voir 3.2.3)) :

Teneur solide du mélangegarnièrite-latérite 0-630 ym

G/L = 1

38 à 39

G/L = 2

40 à 41

Les pourcentages solides obtenus sur la pulpe 0-630 ym des mélangesseraient donc sensiblement les mêmes que ceux obtenus par mise en pulpe en voieépaisse, si on se réfère aux résultats actuels donnés par le compactage.

3.3 - Rhéologie des pulpes

Les caractéristiques rhéologiques des pulpes obtenues ont été déter-minées de façon à apprécier les difficultés de leur pompage. Deux séries demesures ont donc été faites :

- 14 -

- La première sur les pulpes obtenues par compactage des fractions finesde la garnièrite, de la latérite et de leur mélange.

- La seconde sur des mélanges à différentes teneurs de solide de la pul-pe compactée et des sables.

Toutes ces mesures ont été faites à l'aide du viscosimètre Rhéomat 15,à la température de 27°C.

3.3.1 - Rh§ologie_des_£ul£es_com£actëes

Les mesures de viscosité des pulpes compactées, à différents gradientsde vitesse, mettent en évidence que celles-ci se comportent comme des fluidesplastiques, de Bingham.

Leur comportement rhéologique se définit donc par la détermination duseuil d'écoulement,. et celle de la viscosité plastique.

Les chiffres obtenus sur les pulpes correspondant aux essais décritsplus haut sont :

Pulpes compactées

Garnièrite

Latérite

Mélange G + L

% solide

35,3

28,1

30,1

Seuil d'écoulementdyn/cm2

510

260

160

Viscosité plastiquepoise

0,8

0,9

0,8

II faut noter que les mesures de viscosité de la pulpe "latérite"et "mélange G + Ln ont été faites sur des échantillons dont la teneur solideétait plus faible que celles obtenues sur ces produits en marche régulière.Les prélèvements des échantillons pour les mesures rhéologiques ont en effetété effectués au début des essais de compactage.

Pour chaque produit, la viscosité plastique est relativement faible.Le seuil d'écoulement des pulpes "garnièrite", "latérite" et mélange" est luiaussi assez faible. Ces deux pulpes pourraient donc être facilement pompées pardes pompes centrifuges (on situe à 750 dyn/cm2 la limite supérieure d'utilisa-tion de ce type de pompe).

On pourra observer encore que le seuil d'écoulement de 510 dyn/cm2

enregistré pour une pulpe de garnièrite à 35,3 % de solide, préparée par compac-tage, est nettement inférieur à celui mesuré sur une pulpe préparée en voieépaisse (810 dyn/cm2) (voir annexe H), à une teneur de solide semblable (34,6 %)

- 15

La floculation des fractions fines ne conduit donc pas à un accroisse-ment du seuil d'écoulement (et des difficultés de pompage) comme on le craignait,mais plutôt à une diminution de cette valeur.

Enfin, on peut aussi remarquer que le seuil d'écoulement du mélangedes pulpes latéritique et garnièritique, est nettement inférieur à chacune desvaleurs mesurées sur les minerais séparés. La valeur du seuil d'écoulement dumélange des flux ne peut donc se déduire simplement des valeurs mesurées surchaque composante du mélange. Lors de la campagne de reconnaissance du gisement,il sera peut-être bon d'effectuer tout ou partie des essais Tasster de laboratoiresur un mélange d'échantillons de garnièrite et de latérite provenant du mimesondage, afin d'obtenir des pulpes compactées ayant un comportement rhéologiqueproches de celles obtenues industriellement.

3.1.2 - Rhëologie_des_mélanges_"£ul2e_com£actée"_et_sablesi_à_diffëren^

Cette série de mesure a été faite (uniquement sur le minerai garnièri-tique) dans le but de connaître les caractéristiques rhéologiques du mélange"sable" et "boue compactée", et de suivre leur évolution en fonction du pourcen-tage de solide.

Des échantillons de "boue (0-20 ym) compactée" à 27,6 % de solide, etde sable (20-630 ym) séché en étuve ont été mélangés (après réhydratation dessables durant 12 heures), dans le rapport en poids sec trouvé lors de l'essaide débourbage, avec une certaine quantité d'eau, de façon à former une pulpe à46 % de solide environ. Des teneurs solides variant de 35 à 46 % ont ensuite étéobtenues par ajouts d'eau successifs. A chaque fois, les caractéristiques rhéo-logiques ont été déterminées, dans les mêmes conditions de mesure ; une prisede produit était ensuite mise en étuve de façon à vérifier le pourcentage desolide correspondant à chaque mesure.

Les résultats figurent dans le tableau ci-dessous :

% Solidepulpe 0-630 ym

46,4

43,6

42,3

40,5

38,4

35,3

Seuil d'écoulementdyn/cm2

> 2 500

1 322

795

402

207

140

Viscosité plastiquePoises

-

1,7

0,8

0,5

0,3

- 16 -

seuil d'écoulement .viscosité plastiquePoises

dyn/cm

1000

% solide

Fig. 3 : Variation des caractéristiques rhéologiques avec lateneur en solides de la pulpe (0-630 ym) aprèscompactage.

Sur la figure 3, on voit que le seuil d'écoulement croît très rapide-ment avec la teneur en solide, au-delà de 40 %. La viscosité plastique suitune courbe de même allure.

Ces chiffres sont à rapprocher de ceux mesurés sur les pulpes préparéesen voie épaisse.

Ainsi, à 38 % de solide, le seuil d'écoulement est ici égal àT = 200 dyn/cm2. Pour une pulpe à 38 % de solide obtenue par débourbage en voieépaisse, x était de l'ordre de 800 dyn/cm2.

On retrouve là une observation identique à celle du paragraphe précé-dent. Il semble que la floculation des fractions fines ait pour effet d'abaisserle seuil d'écoulement des pulpes. A teneur en solide égale, les pulpes obtenuespar débourbage en milieu dilué et compactage, seraient donc plus faciles à pomper.

4 - CONCLUSIONS

Le but essentiel de ces essais était de vérifier sur les minerais gar-nièritiques la possibilité d'élaborer une pulpe à haute densité de solide, parle procédé de compactage "Tasster" intervenant après un débourbage en milieudilué.

Les essais réalisés ont donné pour la pulpe garnièrite 0-630 ym uneteneur solide de 41,5 %. Les tests d'égouttage de la fraction sableuse montreque l'on pourrait facilement atteindre 44 % de solide pour cette pulpe. L'objec-tif de 42 % de solide est donc parfaitement atteint pour le minerai garnièritique.

En revanche sur le minerai latéritique, les résultats espérés n'ontpas été atteints puisque seul un chiffre de 33,2 % peut actuellement être escompté.Cependant, des essais sont actuellement en cours chez Neyrtec pour tenter d'amé-liorer ce résultat.

La teneur solide de la pulpe du mélange garnièrite-latérite serait dansces conditions comprise entre 36 et 38 % de solide, ce qui est inférieur aux 42 %visés dans l'hypothèse d'un chauffage direct.

Ces teneurs en solide peuvent être améliorées de plusieurs façons :

. en optimisant la maille de coupure entre sable et boue : jusque vers40 ym, le compactage des boues est indépendant de la granulométrie du produit.En dessous de cette maille, la teneur en solide de la boue délivrée par le Tassterdiminue. Il existe donc une maille de coupure pour laquelle le mélange sable-boue compactée présente une teneur en solide maximale.

. les derniers chiffres relatifs à la quantité de magnésium à introduiredans les autoclaves haute pression, correspondent à une coupure de 1,5 mm sur leminerai garnièritique. Il s'ensuivra donc une proportion de sable plus importante,ce qui pourra augmenter la teneur solide de la pulpe finale de 0,5 à 1 point.

• enfin on peut espérer que les recherches entreprises sur la latériteaboutiront à une amélioration du résultat global.

- 18 -

Au mieux, il semble possible d'atteindre 42 % de solide pour le mé-lange des boues compactées et des sables des deux minerais.

Mais l'objectif de 42 % représente le cas le plus contraignant duprojet. Si la possibilité du rechauffage indirect des pulpes se confirme, lateneur solide exigée pour le projet ne serait plus alors que de l'ordre de 28 %à 32 % (chiffre donné par M. WICKER lors des réunions du 29 mai au 2 juin 1978).Ce chiffre serait alors largement couvert par le procédé débourbage en milieudilué et compactage.

Bien entendu, une mise en pulpe en voie épaisse pourrait aussi parve-nir à ce résultat. Mais la mise en pulpe en voie diluée présente des avantagescertains :

- débourbage aisé, écartant tout risque de colmatage des appareils,et donnant une grande souplesse (en particulier vis à vis de la pré-sence d'argile dans les minerais) ;

- criblage plus facile des produits conduisant à une meilleure réparti-tion du magnésium et par conséquent à des économie de fuel oil ;

- possibilité d'éliminer facilement certaines phases gênantes (chromitede la latérite notamment) ;

- possibilité d'un transport hydraulique entre le site minier, où seferait la préparation des minerais, et le site de l'usine, où s'effec-tuerait l'opération de compactage.

Rappelons que Neyrtec estime que pour un transport hydraulique, leseuil d'écoulement de la pulpe ne devra pas être supérieur à 300 dyn/cm2, etêtre de préférence de l'ordre de 100 dyn/cm2. Des mesures de viscosité sur despulpes à 25 % de solide préparées en voie épaisse donnent déjà des valeurs del'ordre de 300 dyn/cm2. La vqie diluée suivie d'un compactage semble donc laplus appropriée à la réalisation du transport hydraulique. La figure 4 montrele schéma de préparation proposé dans cette hypothèse.

D'autres enseignements peuvent être retirés de cette campagne d'essai.

. Les teneurs solides des boues obtenues sur un Tasster de 40 cm dediamètre, confirment celles obtenues en laboratoire avec des éprouvettes d'unlitre. Dans le cadre de la reconnaissance du gisement, la validité des tests delaboratoire est donc suffisante.

. La teneur solide obtenue sur un mélange garnièrite-latérite estproche de la moyenne arithmétique des épaississements réalisés sur chaque mine-rai séparé. Les tests menés sur chaque type de minerai, pendant la campagne desondage, permettrait donc de connaître avec une bonne fiabilité, la teneursolide d'un mélange garnièrite-latérite, quelque soit le rapport de mélange.

Enfin, au cours des travaux effectués sur minerais garniéritiqueset latéritiques, nous avons acquis l'impression que l'obtention par débourba-ge en voie épaisse, d'une pulpe latéritique à 45 % de solides (valeur néces-saire pour que la pulpe correspondant au mélange G/L = 1 titre 42 % de solides)serait très difficile, voire impossible à atteindre.

- 19 -

Fig. 4 : Proposition de schéma d_e_traitement mécanique et transport en pulpe d'un mélange

86 t/h solides46 m3/h eau

= 35 %

L/G = 1

L = 86 t/hG = 86 t/h

h =„ i 86 t/h solides L j/0 ¡70 m V h eau ~ '

Trommel

.. 22 t/h

Concassage

criblage à 5 mm

568 rn3/h eau

"94 m3/h eau¡eau fraîche

474 m3/h eau

î104 t/h

i

86 t/h 85 t/h

transport en pulpecarrière - usine

2167m3/heau

t

^ rejet 1 t/h

criblage à 5 mm (ou moins)

ajustement de viscosité avanttransport en pulpe à environ20 % de solides 0-5 mm

171 t/h solides684 m3/h eau

134 t/h

classementvers 1,5 mm

JV

cyclonage vers 100

30 t/hEgouttage

EpaississementClariflux

104 t/h solides2867 m3/h eau

100

(lO4 t/h solides"Í700 m3/h eau

Compactage(Tasster)

eau104 t/h

.. >_

LÍ104 t/h solides)193 m3/h eau

Egouttage

- 630

37 t/nsol ides

7 m3/heau

630 pm - 5 mmvers

calcination

Fiiez ¿e minerais et de pulpeFlia: d'eau claire

versautoclaves

30 t/h solides10 m3/h eau

134 t/h solides203 m3/h eau

ANNEXE M

ANALYSES CHIMIQUES ET GRANULOMETRIQUES DES PRODUITS

- 1 -

Analyse chimique 8 éléments des fractions de l'essai dedébourdage de la garnierite en milieu épais (voir annexe H)

ty nnn

+ 202 0 - 55 - 063< 0,63

Tout venant

P %sec

23,07,222,647,2

100,0

Ni%

2,062,042,722,98

2,64

Mg%

14,1413,5210,558,25

10,50

Fe%

9,459,4013,4017,70

14,23

S1O2%

38,8238,0534,7534,15

35,64

Al%

1,471,682,062,19

1,96

Cr%

0,460,480,810,75

0,68

Mn%

0,340,481,470,93

0,88

Co%

0,060,070,180,15

0,13

Bilan chimique du magnésium et du nickel

<J) mm

+ 202 0 - 55 - 0,63< 0,63

Tout venant

P %sec

23,07,222,647,2

100,0

Z P

23,030,252,8100,0

-

Ni

Ni%

2,062,042,722,98

2,64

Distri-

17,95,623,353,2

100,0

E Ni

17,923,546,8100,0

-

Mg

Mg%

14,1413,5210,558,25

10,50

distri-

31,09,322,737,1

100,0

Z mg

31,040,363,0100,0

-

- 2 -

Analyse chimique 8 éléments des fractions granulométriques de l'essaide débourbage de la garniérite en-milieu dilué (voir p- 4 annexe Lj

<j) mm

+ 20

2 0 - 5

5 - 063

0,63 - 0,08

0 < 0,08

Tout venant

P %sec

13,9

9,6

14,8

24,6

37,2

100,0

Ni

1,82

1,80

2,57

3,12

3,22

2,77

Mg

16,55

15,17

12,49

9,57

8,20

11,01

Fe

7,65

8,35

12,25

16,45

20,45

15,33

SiO2

39,55

39,03

35,10

34,24

33,81

35,44

Al

1,35

1,55

1,90

2,36

2,30

2,05

Cr

0,31

0,51

0,84

1,28

0,52

0,72

Mn

0,26

0,46

1,73

1,85

0,64

1,03

Co

0,04

0,05

0,18

0,23

0,11

0,13

Bilan chimique du magnésium et du nickel

cj) mm

+ 20

2 0 - 5

5 - 0,063

0,63 - 0,08

< 0,08

Tout venant

P 7

sec

13,9

9,6

14,8

24,6

37,2

100,0

E P

13,9

23,5

38,3

62,9

100,0

-

Ni

Ni%

1,82

1,80

2,57

3,12

3;22

2,77

Distri-

9,1

6,2

13,7

27,7

43,2

100,0

E Ni

9,1

15,3

29,0

56,7

100,0

-

Mg

Mg%

16,55

15,17

12,49

9,57

8,20

11,01

Distri-

20,9

13,2

16,8

21,4

27 ,7

100,0

E Mg

20,9

34,1

50,9

72,3

100,0

-

- 3 -

GRANULOMETRIE DE LA GARNIERITE TOUT VENANTAVANT ET APRES TROMMELAGE

(mise en pulpe diluée)

20

5

0,63

0,315

0,2

0,1

0,08

< o,

Total

min

+ 20

- 5

- o,

- o,

- 0

- 0

- 0

- 0

04

•

63

315

,2

,1

,08

,04

Avant trommel

Poids %

31,0

10,9

10,2

4,0

5,9

4,5

4,1

3,0

26,4

100,0

Poids %cumulés

31,0

41,9

52,1

56,1

62,0

66,5

70,6

73,6

100,0

-

Après trommel

Poids %

13,8

9,6

14,8

10,1

7,8

9,6

2,8

6,2

25,3

100,0

Poids %cumulés

13,8

23,4

38,2

48,3

56,1

65,7

68,5

74,7

100,0

-

- 4 -

ANALYSE GRANULOMETRIQUE DE LA FRACTION (0 .- 630 ym),

DES SABLES ET DES BOUES - ESSAI MISE EN PULPE DILUEE GARNIERITE(ANNEXE L, p 4)

(|) m m

+ 0,500

- 0,500+ 0,400

- 0,400+ 0,315

- 0,315+ 0,200

- 0,200+ 0,100

- 0,100+ 0,080

- 0,080+ 0,063

- 0,063+ 0,040

- 0,040

TOTAL

0 - 630 ]xm

Poids %

1,07

6,03

9,19

12,63

15,56

4,55

3,95

6,03

40,99

100,00

Poids %cumulés

1,07

7,10

16,29

28,92

44,48

49,03

52,98

59,01

100,00

-

Sables

Poids %

1,04

5,84

10,75

19,76

45,14

7,68

3,20

1,20

5,39

100,00

Poids %cumulés

1,04

6,88

17,63

37,39

82,53

90,21

93,41

94,61

100,00

-

"Boues"

Poids %

0,01

0,05

0,08

0,14

0,58

3,68

8,36

11,01

76,09

100,00

Poids %cumulés

0,01

0,06

0,14

0,28

0,86

4,54

12,90

23,91

100,00

-

- 5 -

ANALYSE GRANULOMETRIQUE DE LA FRACTION (0 - 630 um),DES SABLES ET DES BOUES

ESSAI MISE EN PULPE EN VOIE DILUEE-LATERITE(ANNEXE L- P. 5)

+ 0,5

0,5 - 0,4

0,4 - 0,315

0,315 - 0,2

0,2 - 0,1

1,0 - 0,08

0,08 - 0,063

0,063-0,0*40

< 0,040

TOTAL

0 - 630 um

Poids %

0,02

0,35

0,41

1,08

5,46

2,43

3,78

4,33

82,14

100,00

Poids %cumulés

0,02

0,37

0,78

1,86

7,32

9,75

13,53

17,86

100,00

-

Sables

Poids %

1,38

3,43

4,98

13;88

51,92

7,73

4,09

2,17

10,42

100,00

Poids %cumulés

1,38

4,81

9,79

23,67

75,59

83,32

87,41

89,58

100,00

-

Boue

Poids %

0,36

1,15

3,26

4,53

90,70

100,00

Poids %cumulés

0,36

1.51

4,77

9,30

100,00

-

- 6 -

ANALYSE GRANULOMETRIQUE ET CHIMIQUE (NI, CR)

DE LA LATERITE (TOUT VENANT)

if) THTT)

+ 2,5

2,5 - 1,25

1,25 - 0,63

0,63 - 0,31

0,31 - 0,16

0,16 - 0,08

0,08 - 0,04

< 0,04

TOTAL

P %

0,04

0,24

0,77

1,08

2,78

6,64

7,24

81,21

100,00

Z P %

0,04

0,28

1,05

2,13

4,91

11,55

18,79

100,00

-

Ni

1,24

1,53

1,58

1,55

1,62

2,14

2,30

2,53

2,44

Cr

1,00

2,39

4,95

6,61

7,99

5,43

4,24

1,83

2,49

ANNEXE N

FLOCULATION BOULETTANTE

IntcrrialionalJournal of Mineral Processing, 4 (1977) 293—305 293© Elsevier Scientific Publishing C o m p a n y , Amsterdam — Printed in The Netherlands

MECHANISMS OF PELLETING FLOCCULATION

MITSUO YUSA

Research and Development Center, Ebara-Infilco Co., Ltd., 4720 Fujisawa, Fujisawa-shi,Kanagawo-ken 251 (Japan)

(Received August, 10, 1976; revised and accepted M a y 27, 1977)

ABSTRACT

Y u s a . M . , 1977. Mechanisms of pelleting flocculation. Int. J. Miner. Process., 4 : 293—305.

Basically speaking, flocculation and coagulation should be theoretically treated as amany-body problem. However, such potential energy theories of coagulation as theD L V O theory have been developed as a two-body problem, i.e., interaction between twoplates or two particles in an infinite medium.The concept volume fraction of the constit-uent particles in the floe, i.e., voidage fraction in the floe is excluded from these theoriesand, therefore, the traditional theories are not applicable to the phenomenon of "pellet-ing flocculation".

In an effort to formulate a theory of flocculation that leads to pellet-like floes, threepossible mechanisms of flocculation process are involved, i.e., (1) perikinetic flocculation,(2) orthokinetic flocculation, and (3) an additional process of mechanical syneresis. Afew hypotheses are also presented, which m a y become the prelude to a subsequentflocculation theory.

INTRODUCTION AND BACKGROUND

Certain synthetic organic flocculants of high molecular weight (e.g., par-tially hydrolyzed polyacrylamide) can cause the formation of very largecompact floes, pellet-like in appearance, under the influence of appliedmechanical energy (Yusa and Gaudin, 1964). The pellet-like floes, so produc-ed, are ordinarily quite compact, and rather different in appearance fromthose formed by usual flocculation. In addition, w e pointed out that a n e wpelleting method directly utilizing a suspension might be developed.

Fig. 1 presents a general view of a pelleting machine which was construc-ted on the basis of the experimental results reported previously (Yusa andGaudin, 1964). The machine consists of a horizontally mounted acrylicplastic drum (diameter of 14.5 c m , length of 2.6 c m ) .

Briefly, the experimental procedure involves placing 300 ml water and30 g kaolinite (specific surface of 68,400 c m 2 /g, or 179,000 c m 2 / c m 3 , as

294

"»ÉÜFig. 1. General view of the pelleting machine. The drum is fixed at the end of a rotatingaxis.

determined by krypton gas adsorption) in a stoppered 500 ml graduatedcylinder. After agitating the mixture with a shaker, 54 ml of partially hydro-lyzed polyacrylamide solution as a 0.1% solution is added to the suspension(i.e., 1.8 m g flocculant for each gram of kaolinite), and after the stoppered cyl-inder has been inverted a few times by hand to distribute the flocculantsolution over the entire suspension, the flocculated suspension is transferredto the drum. Finally, the drum is rotated for 15 minutes at a rotating veloci-ty of 5 rpm (peripheral velocity of 2.3 m / m i n . ) .

B y observing the process, one postulates that as the flocculated suspensionis tumbled in the drum, the water egresses promptly from the loose andbulky floes, resulting in compact floes, pellet-like in appearance, or clayballs. Whereas floes obtained by the usual flocculation procedures are gener-ally too loose and fragile to be wet-screened, the pellet-like floes obtainedhere are so compact and strong that they can be readily wet-screened. Fig.2 shows wet-screened floes. The volume fraction of the constituent particlesin the floe was 0.22 (mean value), i.e., the voidage fraction in the floe was0.78.

In addition, a few similar observations were m a d e , e.g., partially hydro-lyzed polyacrylamide solution, when added at a concentration level (from 0.1to 0.2 weight percent of suspended solids) to a clay suspension in a beakerwith stirring by a disc-shaped impeller, also causes pellet-like floes. Further-more , in a study of the rheological properties of the clay suspension Yusaand Gaudin (1964) found that the clay suspension with added high-molecu-lar-weight flocculant showed hysteresis. O n e cannot overlook the importanceof this experimental result.

295

Fig. 2. Wet-screened floes. Left: +4 mesh. Right: - 4 + 6 mesh.

Basically speaking, it seems that a "time" parameter should be introducedinto the theory of flocculation in such systems, and the flocculation processshould be treated as a many-body problem. O n the contrary, the "potential.energy theory" such as D L V O , heterocoagulation, or constant surface chargetheory has been developed as a two-body problem. Inevitably, the parame-ter "volume fraction of the constituent particles in the floe", i.e., "voidagefraction in the floe" is excluded from these theories. However, Sastry andFuerstenau (1970) recently considered and defined "free-in-space" and"restricted-in-space" types of agglomeration processes to account for th~abundance of particulates undergoing agglomeration.

In the studies of computer simulation of floe formation, it is usuallyassumed that individual particles are not rearranged w h e n floes are formedby successive random addition of particles (Void, 1963). Consequently,these studies simulate the formation of the usual loose and bulky floes.Basic mechanisms involved in "pelleting flocculation" deserve more detailedattention.

The agglomeration technique was studied first by Cattermole in 1904(Gaudin, 1939, p. 471). In one of Cattermole's procedures, an acidified oresuspension was mixed with a certain quantity of fatty acid sufficient to fillthe voids between adjacent particles of valuable mineral. The aim was tom a k e a relatively hard, compact association of valuable mineral particles andoil Eighteen years later, a similar idea was applied by Trent in connectionwith coal (Gaudin, 1932, p. 355; 1939, p. 472). The Trent process dependson the production of relatively large spherical agglomerates of oil with coal.In the Christensen process, the same idea of agglomeration was extendedto very finely ground oxidized minerals (Gaudin, 1939, p . 472).

After a latent period of about 40 years, Puddington et al. began to carry

296

out active and systematic investigations successively concerned with thespherical agglomeration processes, in which a second (immiscible) liquid isused as the interparticle bridging substance (Smith and Puddington, 1960;Farnandetal., 1961).

Perhaps, as the most fundamental item in a new flocculation process, c o m -pact floes, with pellet-like appearance, can be produced directly from a sus-pension, by the addition of certain organic flocculants, or any second immis-cible liquid (or any appropriate second substance) and by the application ofmechanical energy. The agglomeration described here should be distinguish-ed from the usual flocculation, and is referred to as pelleting flocculation(Yusa, 1971, 1973a, b, 1974, 1976a, b). The compact floe so produced is re-ferred to as pelleted floe, whereas the loose and bulky floe produced by usualflocculation is referred to as random floe (Yusa, 1974, 1976a, b).

Furthermore, the pelleted floes will be classified into two categories,depending upon the kinds of dispersion m e d i u m , i.e., the pelleted floe pro-duced within water is referred to as "aquapellet" and that within an organicmedium is referred to as "organopellet", respectively (Yusa, 1971, 1973a).

Based on this concept of "pelleting flocculation", several types of dehy-drators and a "pellets blanket type" upflow clarifier have been recentlydeveloped. Using these n e w dehydrators with or without the clarifier, severalsolid—liquid separation processes have been developed commercially inJapan. Recently, the operating data have been described in other papers(Kataoka et al., 1975, 1976; Y a m a d a et al., 1976; Yusa et al., 1975, 1976;Ide and Yusa, 1977). The benefits to be derived from these processes are reli-ability, flexibility, and economy. A n d the processes can lead to the ultimatedisposal of sludge and/or to the ultimate clarification (s.s.<10 p p m ) ofeffluent. Therefore, the use of these n e w processes m a y deserve special con-sideration for treating sludge and/or clarifying effluent in m a n y fields.

MECHANISMS OF THE FLOCCULATION PROCESS

O n the basis of the experimental results obtained in our laboratories in thelast decade, it is postulated that the flocculation process consists of the fol-lowing process mechanisms: (1) perikinetic flocculation, (2) orthokineticflocculation, and (3) mechanical syneresis.

A few models of flocculation processes involving all three mechanisms willbe discussed briefly. T h e symbolized models of the process mechanisms arepresented in Figs. 3 and 4 (Yusa, 1974, 1976a, b).

Perikinetic flocculation

W h e n interparticle collisions occur as a result of Brownian motion, theprocess (Fig. 3 A ) is termed perikinetic flocculation (Overbeek, 1952; O ' M e -lia, 1970, 1972; Stevenson, 1972). The basic theory of the rate of this pro-cess was first worked out by V o n Smoluchowski. For a monodisperse colloi-

297

A . Perikinelic Fioccuiation I-

l aminar f l o w turbulent f l o w

B. O'lKokintue Flocculanen [ ^jZlZi- 1

Fig. 3. Schematic representations of perikinetic and orthokinetic fioccuiation.(Based onStevenson, 1972, p. 158; courtesy Journal of the Institution of Water Engineers.) Short-hand or symbolic representations are added.

unevenforces

Mechanical Syneresis | /33320r> 1I • • J

exudation ofdispersionmedium

Fig. 4 . Schematic representation of mechanical syneresis including symbolic representa-tion.

dal suspension, the rate of change in the total concentration of particles withtime due to perikinetic fioccuiation, Jg, is given by (O'Melia, 1970,1972):

j _ dv_ _ 4 T ? K T V ,«S

where v is the total concentration of particles in suspension at time i, TJ is acollision efficiency factor representing the fraction of the total n u m b e r of

298

collisions which are successful in producing floes, K is Boltzmann's constant,T is the absolute temperature, and fi is the fluid viscosity. In order to repre-sent perikinetic flocculation, a symbolized model shown inside the squarebrackets in Fig. 3 A is used.

Orthokinetic flocculation

The term orthokinetic flocculation is used to describe a flocculation pro-cess in which interparticle contacts are produced by laminar flow (Overbeek,1952; O'Melia, 1970, 1972; Stevenson, 1972). In the usual mixing of a fluidfor the flocculation process, however, the flow is turbulent. Hereupon, forthe sake of convenience, the term orthokinetic flocculation (Fig. 3B) is de-fined as the process, in which interparticle contacts are produced by laminaror turbulent fluid motion. The basic theory of the rate of this process due tolaminar flow was also worked out by V o n Smoluchowski.

For a monodisperse colloidal suspension, the rate of change in the totalconcentration of particles with time brought about by the flocculation dueto laminar flow, J Q , m a y be described by the following equation (O'Melia,1970,1972) :

j r 2JG dr 3 { '

where d is the diameter of the colloidal particles, and F is the velocity gradi-ent of the laminar flow. O n the other hand, on the basis of A . N . Kolmogo-rov's theory of local isotropic turbulence, V . G . Levich (1962, pp. 213—219)obtained an expression for the total number of encounters of colloidal par-ticles per unit time brought about by turbulent agitation.

For a monodisperse colloidal suspension, the rate of change in the totalconcentration of particles with time brought about by the flocculation dueto turbulent flow, Jy, m a y be described by the following equation:

d 3 ^ (3)

where e is the energy losses occurring in the flow per unit time per unit vol-u m e , and ß is a numerical coefficient. Systematic efforts, however, are re-quired to derive a quantitative theory with which to connect the phenome-non of pelleting flocculation with eq. 3.

Also, as a representation of orthokinetic flocculation, the symbolizedmodel shown inside the square brackets in Fig. 3 B is used.

Mechanical syneresis

The term "syneresis" was first applied by T h o m a s Graham to the phenom-enon of spontaneous shrinkage of a gel with exudation of the dispersion

medium (Anonymous , 1964), but s o m e h o w syneresis has not been tin- *u\>-ject of detailed study of flocculation.

Based on our experimental results, w e postulated that the densificati.m ufa loose and bulky floe with exudation of the dispersion m e d i u m can bt> K>¡.fected only by applying local and uneven fluctuating forces over the surfuirof the floe. A schematic representation of this concept is given in Fig. 4(Yusa, 1973a, b, 1974,1976a, b) .

In the floe, shearing takes place between the constituent particles and tlu«particles are displaced and rearranged. This increases the number of inter-particle contacts and decreases the voidage fraction in the floe. In otherwords, the dispersion m e d i u m included in the floe egresses through the partswhere the applied forces are weak, and the floe shrinks and densifies. This isequivalent to accepting that the constituent particles stick to each otherstrongly enough to be not broken d o w n under the applied forces. Thus, thefloe must be strong enough to hold together, but yet weak enough to bedeformable.

O n the contrary, if a pressure is applied uniformly around the surface of aloose and bulky floe, the pressure will be supported by the dispersion medi-u m included in the floe, and the loose and bulky floe neither shrinks nordensifies.

Hereupon, the term "mechanical syneresis" is defined as the process ofshrinkage and densification of a loose and bulky floe with exudation of thedispersion m e d i u m , under mechanical forces which are applied locally un-evenly and fluctuating over the surface of the floe. In order to representmechanical syneresis, the symbolized model shown inside the square brack-ets in Fig. 4 is used.

RANDOM-MICRO-FLOC

By combining eqs. 1 and 2, eq. 4 is obtained:

rd» -la (111) (4)

In Figs. 5 and 6, velocity gradient Pis plotted as ordinate and particle diam-eter d as abscissa for the cases of constant temperature of 25° C (and threeparametric values oiJg/Jß = 0.1, 1, and 10) and constant value OÎJQ/JB ~1 (but for different temperatures). In these figures, the straight lines JQ/JB ~1 indicate the position where orthokinetic flocculation is as rapid as periki-netic flocculation. Therefore, the straight line JQ/JB = 1 is referred to as the"transition boundary" (Yusa, 1974 ,1976b) , and the corresponding diame-ter of a particle is referred to as the "transition diameter". For the value ofJQ/JB = 10" ' , i.e. the left-hand side of the transition boundary AB in Fig. 5,perikinetic flocculation is far more important than orthokinetic flocculation.Stirring, therefore, will not enhance the rate of flocculation. This statement

300

\ V \j.^i.«icA \

\ B\H-* 10-

Perticli Diameter d(cm)

Fig. 5. Relationship between velocity gradient (1/sec) and particle diameter d (cm), at25° C. Straight line AB is the transition boundary.

I, 100

S „

IF - i o ; c

-20°

- 3 0 *

-40*

Porticl» Diameter dfcmj

Fig. 6. Displacements of the transition boundary with the changes of temperature (from10 to40°C).

m a y not be totally correct and have to be modified by other factors, sincethe flocculation due to turbulent flow Jj< is not taken into account in eq. 4.In the near future, the detail of this problem will be discussed in anotherpaper.

In contrast, on the right-hand side of the transition boundary AB in Fig.5 (JQ^B ~ 10), orthokinetic flocculation is far more important than peri-kinetic flocculation.

In water and wastewater treatment, m e a n velocity gradients of 10 to 100/sec are c o m m o n (O'Melia, 1972, p. 94). Therefore, as can be seen in Fig. 5,the transition diameters are about 0.4—1 p m . Clearly, the transition diame-ter is a function of velocity gradient as well as temperature. As shown clear-ly in Fig. 6, however, the displacements of the transition boundary aresmall, notwithstanding the fairly large changes of temperature from 10 to40 C . Therefore, the importance of perikinetic or orthokinetic flocculationis determined by the size of particulates, and floe growth to a size larger than1 requires fluid motion by agitation or other means.

301

For the sake of convenience, the loose and bulky floe of about 1 ¿/m indiameter is referred to as "random-micro-floc". Random-micro-floc is pro-duced substantially by perikinetic flocculation.

F L O C C U L A T I O N PROCESS M O D E L S

It is very important to clarify the mechanism by which the pelleted floesare produced. As a result of m a n y experimental observations and discussions,two basic systems of flocculation process are postulated (Yusa, 1974, 1976a, b).

O n e is the series system which is shown schematically in Fig. 7 A . In thissystem there is a time lag between orthokinetic flocculation and mechanicalsyneresis. A random, loose and bulky floe is produced first by orthokineticflocculation. The random floe, subsequently, shrinks and densifies throughmechanical syneresis leading to the formation of a pelleted floe.

The other is the parallel system which is shown schematically in Fig. 7 B .In this system there is no time lag between orthokinetic flocculation andmechanical syneresis, i.e., dispersed particles, random-micro-floes and so forthare transported by the fluid motion to the surface of a "seed", or that of a"pelleted mother-floc", and at the same time the surface layer of the floedensifies through mechanical syneresis. Under these conditions, the pelletedfloe grows by layering and exhibits an "onion" like structure.

O n e m a y assemble the symbolized models of process mechanisms into the

A: Series System

B: Parallel System

Fig. 7. Basic systems and sequences of symbols of flocculation process.

302

process models, which correspond to the above-mentioned two basic sys-tems. The process models are shown inside the square brackets in Fig. 7 Aand 7B, respectively.

If the size of primary particles is in the colloidal dimension, the interpar-ticle contacts are produced substantially by Brownian motion, and stirringwill not enhance the flocculation rate until they grow up to random-micro-floc. First, therefore, perikinetic flocculation takes place as shown in theprocess models (Fig. 7).

O n the other hand, if the diameter of primary particles is larger than 1p m , the symbolized models of perikinetic flocculation in the foregoing pro-cess models are omitted..

Within the last several years there has been a rapid increase in the use ofsynthetic organic flocculants in "Pelleting Flocculation Processes". Depend-ing upon the properties of sludges, calcium hydroxide or sodium silicatesolution is also added as an auxiliary agent.

Finally, it should be pointed out that Michaels (1954), LaMer and Healy(1963), and others have developed a "bridging theory" which provides anacceptable qualitative model for the ability of polymers of long moleculesto cause loose and bulky floes of dispersed particles. Recently, O'Melia(1970, p. 225; 1972, p. 74) presented an admirable schematic diagram.rep-resenting the flocculation mechanism by the "bridging theory". O'Melia's 'diagram illustrates six reactions, that is to say, from Reaction 1 to Reaction6. It seems likely that the schematic diagram of the new reaction pointedout in this paper should be added to the O'Melia's diagram. Fig. 8 showsseven reactions. Clearly, Reaction 7 shown in Fig. 8 includes the series sys-tem as well as the parallel system shown in Fig. 7.

Since the actual suspension is generally polydispersed, the flocculationprocess models presented in this paper, while basically correct, m a y have tobe modified by other factors. These process models are expected to be use-ful in developing theories of flocculation that utilize mechanical processesin the production of pelleted floes.

S U M M A R Y

Three process mechanisms of flocculation have been postulated, i.e., (1)perikinetic flocculation, (2) orthokinetic flocculation, and (3) mechanicalsyneresis, and symbolized models of these mechanisms were presented.

In addition, these symbolized models of the process mechanisms werecombined in series or parallel to represent actual flocculation processes.

Finally, a schematic diagram of "Reaction 7" which was discussed in thispaper was added to the O'Melia's diagram.

303

- Reaction 1Initial Adsorption at the Optimum Polymer Dosage

PolymerO

Particle Destabilized Particle

Reaction 2Perikinctic or Orthokinetic

Flocculation

Destabilized Particles Random Floe

Reaction 3Secondary Adsorption of Polymer

Destabilized Particle

No contact with vacant siteson another particle

Restabilizea Particle

Reaction 4Initial Adsorption Excess

Polymer Dosage

E xcess Polymers

OParticle

Stable Particle(no vacant sites)

Reaction 5Rupture of Floe

Intense or ProlongedAgitation

ORandom Floe

FloeFragments

Reaction óSecondary Adsorption of Polymer

Floe FragmentRestabilized Floe

Fragment

Reaction 7Mechanical Syneresis

Uneven ForcesRandom Floe Pelleted Floe

Fig. 8. Schematic representation of the flocculation mechanism by the "bridging theory".(Based on O'Melia, 1970, p. 225; 1972, p. 74 ¡courtesy University of Texas Press.) Theschematic representation of Reaction 7 is added.

304

ACKNOWLEDGEMENTS

The author wishes to express his deep gratitude and thanks to the late Prof.A . M . Gaudin of Massachusetts Institute of Technology, and Dr. Tetsuo Ide,Director of Ebara-Infilco C o . , Ltd., for their encouragements and constantguidance in the course of the work.

Appreciation is also extended to Prof. T . W . Healy of the University ofMelbourne, Prof. D . W . Fuerstenau of The University of California, Berkeley andDr. F. HaJverson of American Cyanamid Company for their valuable dis-cussions and suggestions.

REFERENCES

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ANNEXE 0

?Kopo¿>itíjOYL NeyJiZzc &UJI Uî&jdz du tA/xn&ponZ kydJtaaZiquz

ÄL.STKOI¥i -ATLÄNTiQL

B. R. G. M.Département MinéralurgieB. P. 6009

45018 ORLEANS CEDEX

A l'attention de M. MORIZOT

II

ETABLISSEMENT DE GRENOBLE

I M ! I M « f f P « B B P a A * S 61 X-38041 GRENOBLE CEDEX FRANCEWÊ E S W Ë C T B % TELEX 320750 F - TÉLÉPHONE : (76) 96-48-30

4, AVENUE GENERAL DE GAULLE - 38800 PONT DE CLAIX - FRANCE

N REF T M M / P C i / m cv/REF. le 14 Juin 1978V/Correspondant ; Monsieur COURA.TIN

0b.jet : COFREMI - Etude du transport hydraulique.P - N° 74.06.78.25

S Messieurs,

g Suite à nos entretiens des 7 et 8 Juin 1978, nous avons procédé à la défi-* nition d'une étude préliminaire pour le transport hydraulique des garniérites| et latérites de Nouvelle-Calédonie."* Le programme de cette étude et notre proposition pour sa réalisation sontI comme suit :

^ I. Programme de travail

I¡S I.I. Préparation de l'échantillon :g Sur un échantillon de 500 kg, on procédera aux opérations suivantes :j[ . débourbageS . criblage à 5 mm* . épaississement après criblage à 5 mm si nécessaire mais sans ajouter1 de floculant.

a 1.2. Essais laboratoire :

* Préparation de plusieurs échantillons d'un litre à différentes concen-•s trations ; observations du comportement des pulpes formées et mesures| de la viscosité de la tranche fine.

,| Le but de ces essais est d'approcher la concentration où pourra être^ effectué le transport en conduite.

ALSTHOM-ATLANTIQUE - S.A. AU CAPITAL DE 380 251 250 F • SIEGE SOCIAL : 38, AVENUE KLEBER, 75784 PARIS CEDEX 16 - TEL. PARIS (1) 502-14-13

TÉLEX • 611938 ALSTHOM-PARIS • AD . TEL. : ALSTHOM-PARIS 034 - R. C. PARIS 9 552 074 445 • SIRET 552 074 445 00016 • CODE APE 2811

- 2 -

ALSTHÓM

1.3. Essais d'écoulement en conduite :

Sur une conduite de 0 60 mm, on procédera à des essais et mesuressur des écoulements à trois concentrations différentes retenueslors des essais laboratoire.

Pour chacune de ces concentrations, on mesurera les débits, lespertes de charge et les vitesses limite de dépôt.

1.4, Rapport d'essai :

Le rapport d'essai fourni indiquera la préconisation de la concen-tration admissible pour le transport hydraulique envisagé.

2. Coût de l'étude

L'étude définie, ci-dessus, serait réalisée pour le prix forfaitaire de48 000 francs (H.T.).

3. Délai d'exécution

L'étude proposée serait réalisée dans un délai de deux mois après commandeà condition qu'elle se situe après le 1er Septembre 1978.

4. Mode de paiement

30 7. à la commande par chèque.70 7. à la remise du rapport par traite acceptée à 30 jours.

5. Validité de la présente proposition

La présente proposition est valable pour une commande passée au plus tardle 1er Octobre 1978. Passé ce délai, nous nous réservons le droit de lamodifier en tout ou partie.

Nous vous souhaitons bonne réception de la présente proposition et,

Nous vous prions d'agréer, Messieurs, nos salutations distinguées.

Le Chef du Département,

ANNEXE P

DESCRIPTION DES ESSAIS MINERALURGIQUESSUR CAROTTES DE SONDAGE

Orléans, le 21 juillet 1978

CAMPAGNE DE SONDAGE : TESTS DE TRAITEMENT

SUR LES ECHANTILLONS CAROTTES

Les échantillons obtenus par sondage lors de la campagne de recon-naissance du gisement auront deux destinations :

- d'une part leur analyse chimique permettra l'estimationgéostatistique du gisement,

- d'autre part, après regroupement, ils subiront diverstests et mesures, destinés à apprécier le comportementdes divers types de minerai, dans le schéma de prépa-ration retenu.

C'est l'ensemble des opérations concernant ces tests de traite-ment et le regroupement des échantillons qui est présenté ici.

Actuellement, le schéma de préparation des pulpes n'est pas fixé ;le choix se fera entre :

- un débourbage en voie épaisse donnant directement unepulpe à. la teneur solides adéquate,

- un débourbage en voie diluée suivi d'un compactage.

Le traitement des échantillons de sondage est donc prévu pourcouvrir ces deux possibilités.

1. Constitution des échantillons pour les tests de traitement.

L'origine des échantillons pour traitement est présentée sur lafigure 1.

La sondeuse employée, délivrera des carottes par passesde 1,5 mètre, indexées L_i à. L¿ pour la latérite et G± à-G j pour la garniérite.

Ces passes de 1,5 m seront redistribuées, aux fins d'analyseschimiques, en sections métriques correspondant à. des faciès lithologiquesévidents. Il est prévu de ne pas découper une passe en plus de 3 sections.L'indexation devient pour la latérite L'i à-L'n et pour la garniérite G'i à,G'm. La section constitue pour nous l'élément de base. Ces opérations serontconduites par le géologue, aidé du mineralurgiste, soit sur le terrain, soitau laboratoire.

2.

Chaque, section sera ensuite divisée en deux. u n e jnoitié est

destinée à_l'analyse chimique/ l'autre aux tests de traitement.

Les moitiés de sections destinées aux tests de traitement sontalors regroupées pour former les échantillons "tests".

Il est prévu en moyenne 2 échantillons pour la latérite f& et et quatre pour la garniérite &A / ^B/ |(C e t %v-

Les regroupements se feront en fonction de critères géologiques,miniers et minéralurgiques.

Enfin, un essai de compactage sur un Tasster de laboratoire estprévu sur des mélanges de fractions fines obtenues lors du traitement deséchantillons "tests". On procédera à. 1 essai pour la latérite et 2 pour lagarniérite. Les fractions fines seront donc regroupées deux à- deux pour formerles composites ifÄB, éj^a, etê|CD.

Toutes les opérations de regroupement des sections seront faitesau laboratoire par le minéralurgiste et le géologue.

2. Informations recherchées lors des tests de traitement.

Les informations nécessaires au projet, tant pour l'usine elle-même, que pour l'atelier de préparation et de transport hydraulique sontles suivantes :

2.1. Granulometrie.

a) Garniérite.

On l'établira aux mailles suivantes :

60 mm, 5 mm, 1,5 mm, 0,4 mm et 0,1 mm.

Chaque fraction sera analysée pour les huit éléments Ni, Mg, SÍO2,Fe, Al, Cr, Mn, Co.(Les fractions <0,l mm et 0,4 - 0,1 mm seront regroupées pour cetteanalyse).

Les renseignements obtenus sont les suivants :

. fractions C> 60 mm et 5 mm - 60 mm) : importance pondérale duminerai â. concasser (pour le transport hydraulique) ;

. < 0/1 mm : importance relative des fractions fines,par rapport aux sables. < 1,5 mm Cdonnée indispensablepeur le calcul de la teneur solides finale) ;

. 1,5 - 0,4 et 0,4 - 0.,l : importance des sables à deuxcoupures différentes (la coupure à. 1,5 mm est celleactuellement retenue pour le projet) ;

. analyses chimiques : répartitions granulométriquesdes éléments et notamment du magnésium.

3.

b) Latérite.

La granulométrie sera établie aux jnailles suivantes : 0,4 jmn70,2 mm et Q,l mm Céyentuellement 60. mm) .

Pour les analyses 8 éléments, la fraction 1,5 - 0,4 mm seraregroupée avec la fraction 0,4 - 0,2 mm.

Les renseignements obtenus sont :

. < Q.,1 mm : importance des fractions fines

. (.0,1 - 0,2) mm : importance des sables

. 1,5 - 0,2 mm : possibilité de rejets (présence de phasesstériles ?).

2.2. Propriété rhéologique des pulpes, pour le transport hydraulique.

Cette mesure sera faite sur des pulpes à environ 20 - 25 % desolides, intervalle de valeurs qu'on juge actuellement convenable pourle transport hydraulique (seuil d'écoulement inférieur à 300 dynes/cm2) .

2.3. Etude des argiles.

La quantité et la nature des argiles sont des éléments importantspour l'appréciation de la difficulté de la mise en pulpe et/ou de l''épais-sissement.

Pour les premiers sondages un diffractogramme sera demandé, pouravoir des indications sur la nature et la quantité approximative desargiles présents dans les fractions < 0,1 mm.

Un essai de corrélation de ces résultats sera fait avec ceux destests au Bleu de méthylène (mesurant la capacité d'échange des argiles).

Par la suite, seul le test au Bleu de méthylène pourra êtrepratiqué, si une corrélation est établie.

2.4. Appreciation de la teneur solidesde la pulpe finale.

Cas de la mise en pulpe en voie épaisse.

La mesure de la viscosité faite au 2.2., donnera pour AMAX uneappréciation suffisante sur la teneur solides maximale possible à obtenirpar mise en pulpe épaisse.

Cas de la mise en pulpe en voie diluée.

La teneur solides finale pourra être calculée par :

- la détermination des quantités de sable et boue(yoir 2.1.) ;

- la teneur solides obtenue, par compactage des bouesen éprouvette d'un litre. Des essais de compactagesur Tasster de laboratoire viendront confirmercette teneur ;

4.

- on admettra pour les sabJ.es une teneur en solidesde 65 % (.chiffre pouyant être obtenu sur égoutteurindustriel).

2.4. Mesure des caractéristiques rhéologiques des boues compactées.

3. Schéma de traitement des échantillons.

Les figures 2 et 3 montrent pour la garniérite et la latérite lerhéogramme de traitement des échantillons tests. La dénomination des. produitsfait référence â. la figure 1.

3.1. Analyse chimique des sections métriques.

Chaque section métrique reçue au laboratoire est divisée en deux .Une moitié va à. l'analyse., après mesure de l'humidité et préparation méca-nique, éventuellement les + 60 mm peuvent aussi être analysés.

3.2. Lavage et criblage des échantillons "tests".

Après constitution de l'échantillon test par réunion d'un certainnombre de moitiés de section on procédera au lavage du produit.

a) Garniérite.

Pour des commodités opératoires (notamment pour éviter une tropgrande dilution des fractions fines) cette opération sera exécutée endeux fois :

. lavages et criblages primaires avec le minimum d'eau.On estime que la fraction < 0,4 mm I obtenue estconvenable pour l'étude rhéologique du transporthydraulique. L'ajustement de cette fraction au pourcen-tage de solides fixé sera facilité par la précautionprise de mettre le minimum d'eau au criblage ;

. lavage et criblage secondaires conduisant à l'obtentionde fractions granulométriques propres. Les < 0,4 mm IIseront mélangés aux < 0,4 mm I après division en deux.

b) Latérite.

Les lavages et criblages seront aussi réalisés en deux étapes maisdifférentes des précédentes :

. lavage et criblage à_0,4 mm : ce tamis est surtout uneprotection pour le yiscosimètre en aval. La presquetotalité du produit devrait passer. Après division unepartie de la pulpe. < 0-,4 mm sert à- l'étude rhéologiquepour le transport hydraulique ;

. lavage et criblage à-0r2 et 0,1 mm : on obtient troisfractions granulométriques destinées à. la suite dutraitement et aux analyses.

5.

Toutes les fractions granulométriques seront séchées pour établirla granulométrie, et iront ensuite après préparation mécanique â.1'analyse chimique Ccertaines fractions seront regroupées).

3.3. Mesure rhéologique pour le transport hydraulique.

Cette mesure sera effectuée sur les fractions < 0,4 mm. La teneursolide convenable doit être déterminée par des essais en laboratoire chezNeyrtec.

Avant la mesure on procédera a. un ajustement de la teneur en solidesdes pulpes obtenues par criblage. Dans l'ignorance de la densité réelledu solide, cet ajustement ne pourra pas être exact : on choisira arbi-trairement une valeur moyenne pour la densité des solides : 2,85 pour lagarniérite et 3,20 pour la latérite.

Après mesure de la viscosité, la densité solide pourra être déter-minée par pesée d'un volume connu et séchage. On aura alors par calculla teneur en solides exacte de la pulpe au moment de la mesure.

3.4. Tests de compactage et mesure rhéologiques des boues compactées.

Sur les fractions < 100 ym il est prévu de faire des tests decompactage par simulation du fonctionnement du Tasster en éprouvette d'unlitre. Sur chaque échantillon "test" on effectuera donc un tel essai à.partir d'un prélèvement de la pulpe <.100 pm.

De plus, un essai en Tasster de laboratoire sera effectué sur unéchantillon composite de pulpe & é ^

Ces essais sont bien entendu destructifs. La pulpe compactée nepeut plus servir pour d'autres essais physiques, si ce n'est la mesurede ses caractéristiques rhéologiques.

Les essais au Bleu de méthylène et la diffraction X seront aussieffectués sur des prélèvements destructifs de fractions fines < 0,1 mm.

3.5. Fiche d'essai.

Tous les résultats obtenus sur un échantillon test, analyse chi-mique, humidité, viscosité, compactage, diffraction X, Bleu de méthylèneetc.. serait consignés sur une fiche d'essai unique. Cette fiche, donton trouvera un modèle ci-après, servira de base pour le traitement ulté-rieur des données.

Remarque importante :

Une fois le lavage effectué, l'ensemble des tests où le temps intervient en tantque paramètres important (compactage, essai'au Bleu de méthylène) devra êtreconduit à. la suite, dans la jnême journée.

Pour apprécier l'influence du temps sur les résultats du compactage, un essaiTasster de laboratoire sera conduit, sur un certain nombre d'échantillon, aprèsvieillissement de la pulpe de 24 heures.

6.

4. Traitements des données acquises sur les échantillons de sondages.

Les différentes mesures et essais réalisés sur les échantillonsde sondage fourniront des renseignements qui peuvent être divisés en deuxcatégories différentes :

- la première catégorie permettra essentiellementd'améliorer nos connaissances du minerai : analysechimique des sections, humidité du brut, granulometrie,analyses des fractions, analyse des argiles, densitédes solides ;

- la seconde catégorie permettra d'apprécier lecomportement du minerai au cours de certainesopérations industrielles : rhéologie des pulpespour transport en conduite, essai de compactage,viscosité des boues compactées.

Tous les résultats obtenus pour un échantillon seront regroupéssur une seule fiche.

Le premier travail de traitement consistera donc à faire l'inven-taire au jour le jour des résultats requis sur tous les sondages, à examinerla variabilité des résultats, horizontalement et verticalement.

L'effort essentiel devrait ensuite porter sur l'établissement decorrélations entre les résultats des deux catégories ci-dessus.

Il importe en effet de pouvoir mettre en relation un comportementdu minerai et une caractéristique géologique, minéralogique ou chimique. Sicette relation était établie, une mesure simple permettrait alors de prévoirles résultats des tests de laboratoire, rendu alors inutiles pour les campa-gnes suivantes. La variabilité des reprises au traitement physique pourraitalors être appréciée dès la phase de reconnaissance.

Dans l'état actuel de nos connaissances, il est cependant biendifficile de prévoir ce que pourront être ces corrélations, si elles existent.Le mode de traitement des données acquises lors de la première campagne desondages est donc difficile à prévoir, notamment le traitement par ordinateurdes données des tests rhéologiques ou des essais de compactage, dans un pro-gramme de type gêostatistique n'est pas pour l'instant envisagé. Une telleopération ne pourrait intervenir qu'en fin de campagne, après que ledépouillement de l'ensemble des mesures, effectué au jour le jour, aitpermis de dégager des corrélations entre comportement et caractéristiquepropre du minerai.

Figure 1

0)

+J

•H

-aid

L2

L'l

L'2

G2

ß

G'2

G'3

G'4

G ' 5

G'6

G ' 7

GJm

1

111

L

G

G

G

G

G

G

G

11

1

n

•i

'2

'3

'4

'5

'6

'7

I ,

tests traitementet rhéologie

i •

m

ob AB

test Tasster. Labo.

division des sectionssortie répartition ducarotte sondage en

passe 1,5 m sections métriques analyse chimique regroupement pour test

test Tasster. Labo.

exécution destests detraitement

test Tasster. Labo.

regroupement exécutiondes fractions test Tassterfines < lOOym de laboratoire

G'j

1 section

I I 1regroupement de x1/2 sections pourformer un échan-tillon "rhéologie"

1/2-[division en 2

1/2

OU § B , ou f C ou

lavage etcriblage primaire

60mm, 1 , 5 ™ , 0,4ran< 0,4mm I

> 60 60-5 5-1,5 1,5-0,4

lavage etcriblage secondaire(fractions propres)

•< 0,4imt II-

> 60 60-5 5-1,5 1 . 5 - 0 . 4

séchagel

séchage - Poids secgranulométrie

60 60-5 5-1,5 1.5-0,4

I préparation pour analyse |0.4

> 601 ' V5 analyses 8 éléments

humidité préparationAnalyse 8 éléments

-| divisionrhéologique pour

transport hydraulique

mesure densité solides

\ division en 2 | 1/2

1/2

-I rejet I

0,4nra (I+II)

|division

7/16

I criblage O.lmni |

0,4-0,1 <0, l

7/32 -| division en 2\- 7/32

essai bleuméthylènediffraction Xessai Tassteréprouvetterhéologie bouecompactée

regroupementavec échan-tillon même

sondage

ou

essai Tasster labo-ratoire rhéologieboue compactée

Figure 2

re j et -4-7 / 8

1 section L1

division en deux

L'j L ' h L ' i

1 1 i , regroupement de X1/2 sections pour former un

échantillon "rhéologie"

j

humidité - préparationanalyse chimique

8 éléments

|lavage

+400ym|criblage400]imhumideJ

séchage poids sec division en 87/8

division en 8|

T1/8

,, 1/8

rhéologique pour letransport hydrauliquemesure densité solide

criblage humide200ym et lOOym

+200ym +100ym < lOOym-400ym -200ym

+200ymdivision

en 2

1/16

1/16

1séchage poids sec

gr anulóme tr i epréparation pour

analyse

essai Bleu méthylènediffraction X

essai Tasster éprou-vette rhéologie boue

compactée

regroupement avecéchantillon

du même sondage

3 analyses8 éléments

1essai Tassterlaboratoire

rhéologie bouecompactée

B

Figure 3

10.

RESULTATS des TESTS de TRAITEMENT FICHE n°

Date

Numéro sondage :

Désignation échantillon n° :

Regroupement des sectionsn° x à. y

Maille mm

L ! G

'60 - 5

>0,4 | 5 - 1,5

0,4 - 0,2 | 1,5 - 0,4

0,2 - 0,1 | 0,4 - 0,1

<O,1 | O,lTotal

Poids g Poids %

I100,0

Humidité moyenne (moyenne des sections)

Proportion +60 mm

Ni

iRhéologie (.transport hydraulique) .T dyn/cm2 sur < 0,4 mmn Poise

MgO SiO2 FeO Co A12O3 Cr2O3 Mn

Densité solide de < 0,4 mmPourcentage en solides de la pulpe :

Essai Bleu Méthylène : valeur de bleu \\ SUr < 0 • 1 Tnm

Résultats diffraction X : nature argile /importance (25, 50, 75, 100 %) *

Essai Tasster

éprouvette

Regroupementn°

Essai pulpe fraîche

% solides pulpeRhéologie T et T\

Essai après vieillissement24 h (facultatif)

% solides pulpeRhéologie T et T\

Tasster labo • % solide pulpe

Rhéologie T dyn/cm^ n poise

Epaississement pulpe réchauffeur :P % sec % solide

sable 0,1 -1,5 mm : A 65

boue 0,1 mm : B x

Pnlpe : -100

100

£-+ 2.65. ..x..

ANNEXE Q

EVALUATION DES MOYENS POUR LA CAMPAGNE DE SONDAGES

- 1 -

1 - EVALUATION DU NOMBRE D'OPERATIONS ELEMENTAIRES A EFFECTUER

POUR L'ENSEMBLE DE LA PREMIERE PHASE DE LA CAMPAGNE DE SONDAGE (2500 M)

1.1 - Trois sondages préliminaires de mise au point :

1.2 -

/ 71 échantillons à traiter sans regroupement

= 2 échantillons traitement/sondage 122 L \ o c c • , ......., , , .... . .. . , , 6 „,„, „ > 366 échantillons

- 4 échantillons traitement/sondage 244 G )

33 m L38 m G

61 sondages

672 m L770 m G

-»• 33-*• 38

••

: = 2: = 4

échantillonséchantillons

échantillonséchantillons

Total des échantillons à traiter = 437 échantillons

Durée campagne : 3 mois (hors mise en place).

A - Opérations élémentaires

Opérations

Granulométrie (lav. + criblage+ séchage + division en 2)

Préparation analyse chimique(broyage + quartage)

Essai bleu méthylène

Rayons X

Essai Tasster éprouvette

Essai Tasster labo

Mesure viscosité 20-25 % sol

Mesure viscosité boue Tasster

Triage blocs grossiers et H %

Division sections en 2

Poids sec et humide H %

Préparation analyse

Garnièrite

5 fractions282

1

38 ou

1

1

1

128

282

282

282

128

282

410

250

000

250

000

Latérite

3 fractions155

465

155

33 ou 155

155

64

155

219

50

850

850

850

Total

1

71 ou

1

2

1

437

593

437

437

437

192

437

629

300

850

100

850

o•HUCd CO

épar

erai

u c:'BS (0O (UCUT3

m4J

con\H

CO

•r-l vu•U »Hcd 60

u u o

'répa

pou

gëol

- 2 -

B - Analyses chimiques

Analyses

Analyse elements (huit)

Diffractogramme X

Analyse 8 elements pour géologie

Garnièrite

4 fractions1 128

282

1 000

Latérite

3 fractions465

155

850

Total

1 593

437

1 850

Tests

traitement

i mO «ri

ü oI-l

- 3 -

2 - EVALUATION DES TEMPS ET DU PERSONNEL NECESSAIRES A

LA REALISATION DES ESSAIS LABORATOIRE

2.1) Test - traitement.

Opérations

Réception section -Regroupement ->• 1 éch.

Lavage échantillon

Criblage (5 mm, 1,5 mmet 0,4 mm)

Division < 0,4 mm

Criblage (100 ym)

Division en 2 < 100 ym

Division en 6

Criblage 200 et 100 ym

Division 2 < 100 ym

Séchage - poids sec -récupération

Préparation analyse :

broyage et Qt

pulvérisation et Qt

quartage < 100 ym

Mesure viscosité 20-25 % solide

Essai au bleu

Préparation lame Rx

Essai Tasster éprouv.

Essai Tasster labo

Mesure viscositéboue T

Temps G

0,20

0,25

0,50

0,10

0,30

0,10

-

-

-

0,04 x 6

0,12

0,20-

0,15

0,30

0,08

0,25

0,50

0,15

Temps Ldixiomo heure

0,20

0,25

-

•

-

-

0,10

0,50

0,10

0,04 x 6

-

0,20

0,15.

0,15

0,30

0,08

0,25

0,50

0,15

Nombreopération

437

437

282

282 x 3

282

282

155

155

155

437

564

1 438

155

437

437

437

437

192

192

Temps totaldixième heure

87,4

109,3

141,0

84,6

84,6

28,2

15,5

77,5

15,5

174,8

67,7

.287,623,3

65,6

131,135,0

110,0

96,0

28,8

1 663,5

= 1 700 h

2 .2 ) Preparation Géologie.

Opérations

Réception section -poids humide -séchage - poids sec

Préparation analyse

Temps G

0,20

0,50

Temps Ldixiomo heure

0,20

0,35

Nombreopérations

2 100

1 000 + 850

Temps totaldixiomo heure

420

798

1 218

- 5 -

2.3 - EVALUATION DU PERSONNEL NECESSAIRE

Durée campagne : 3 mois ~ 60 jours travail

60 x 8 = 480 h/technicien

Nombre d'heures total 1 700 h+ 1 250 h

2 950 h

6 techniciens

- 6 -

3 - MATERIEL DE LABORATOIRE NECESSAIRE A LA REALISATION

DES ESSAIS DE TRAITEMENTS DES CAROTTES

Le tableau suivant donne la liste du matériel nécessaire aux opérations,la disponibilité de chaque appareil et s'il y a lieu le délai d'obtention aprèscommande et le prix en francs.

AppareilFournisseurséventuels

Disponibleà

Délai aprèscommande

PrixH.T.

- Viscosimètre Fann

- Enregistreur X Y

- Etuve 10 plateaux(surface totale 5m2)

- Diviseur de pulpe: 2

- Deminéralisateur(50 1/h)

- Balance

- Rouleaux pour broya-ge et mise en pulpe

- Tambour ou jarre demise en pulpe (2)

- Transformateur220-110

- Calculateur impri-mant

- Filtre Büchner (5)et fiole 5 1

- Pompe à vide 1

- Tasster laboratoire

- Pulvérisateur d'é-chantillon + 2 ré-cipients en agathe

- Tamiseur

2 0 30 cm1 0 20 cm

AMAX

AMAX

Bioblock

Labo moderne

Prolabo

6 semaines

5 semaines

disponible

POUM

Amax Nouméa

Prolabo

Prolabo

Prolabo

Prolabo

SGN/MIN

AUREC

Labo moderne

disponible

disponible

disponible

disponible

pas avant mi-septembre

3 à 6 mois

disponible3-H semaines

9 100 F

11 660 F

2 572 F

1 100 F

88 F

2 000 F

1 400 F

3 945 F

48 100 F

10 224 F4 464 F

- 7 -

Appareil

- Tamis

série de C5 mm1,6 mm0,4 mm .0,2 mm0,1 mm

515 mm

, x 4

2

série de 200 mm0,2 mm 1 u

0,1 mm jsérie AFNOR complète200

fond 200 mm 2 /fond 315 mm 2 l

- Liquide étalons DOUTviscosimètre

- Test dureté

- Réactifs divers

- Verrerie laboratoire

- Plateaux = 100

- Floculant

- Spatules 30 cm

- Seaux plastiques =70

- Tubes et sacs plas-tiques

- Réveil avertisseurs2

- Na2S0i+

Fournisseurséventuels

SAULAS

-

-

-

Prolabo

-

Prolabo

-

-

Prolabo

Disponibleà

-

-

_

AMAX

POUM

POUM

POUM

-

AMAX-BRGM

-

-

-

-

Délai aprèscommande

1 mois

_

-

-

-

disponible

PrixH.T.

3 600 F

1 092 F

6 900 F

1 980 F

-

-

-

-

-

120 F

Ilota : Dans la liste du matériel, a été inclu un pulvérisateur destiné à pré-parer les échantillons à l'analyse, le laboratoire de Poum3 d'après ladescription qui a été faite étant sous-équipé sur ce point.