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BUREAU DE RECHERCHES GÉOLOGIQUES ET MINIÈRES

SERVICE G É O L O G I Q U E NATIONAL

B.P. 6009 - 45060 Orléans Cedex - Tél.: (38) 63.80.01

TRAITEMENT PAR FLOTTATIONDU MINERAI DE BODENNEC

ESSAIS DE LABORATOIRE ET ESSAIS PILOTES

par

J.L POLGAIRE - P.H. BAJON - G. MORIZOT

\

Département minéralurgie

B.P. 6009 - 45060 Orléans Cedex - Tél.: (38) 63.80.01

80 SGIM 543 MIN Août 1980

Réalisation : Département des Arts Graphiques

Plusieurs personnes ont participé à la réalisation de ces travaux :

- pour les essais de laboratoire : G. MERY et A. ROMERO,- pour les essais pilotes : A. BROUSSAUD, J.L. CECILE, C. REINHARDT,J.P. FABY, J.L. BEAUVILLE, J.J. BOULARD et P.L. HERGIBO.

Y. BRECL, A. FERON, P. GALLE-CAVALLONI, S. GOUGIS, A. MABILLE,G. MERY, G. RICHALET, J.L. ROLAND, A. ROMERO, O. ROMERO, P. VERDIER.

Les analyses de libération ont été réalisées par M. C. GATEAU(SGN/MGA) et les analyses chimiques par MM. M. GARCIA et J. TOURNIER.

s o ri rc A I R E

Pages

RESUME, INTRODUCTION ET CONCLUSIONS I À XIII

1 - RAPPEL DES CONCLUSIONS DES ETUDES ANTÉRIEURES ; RESULTATS ACQUIS

ET LEUR INFLUENCE SUR LA PRESENTE ETUDE

2 - MINERAI TOUT-VENANT

3 - ESSAIS DE LABORATOIRE PRÉPARATOIRES AUX ESSAIS PILOTES

3.1- BROYAGE 8

3.1.1 - Broyage par broyeur à boulets 83.1.2 - Broyage par broyeur à barres 153.1.3 - Dissolution au cours du broyage 17

3.2 - ESSAIS DE FLOTTATION 18

3.2.1 - Conditions des essais. Réactifs utilisés.Définitions 18

3.2.2 - Essais de flottation naturelle 193.2.3 - Flottation d'un concentré semi-global Pb Cu et

orientation générale de 1'étude 203.2.4 - Caractérisation de la flottation du concentré

semi-global et de la séparation Plomb Cuivre 253241 - Influence de la mixité minéralogique sur les

résultats de la flottation 253242 - Influence de la nature du collecteur et des

paramètres de 1'ébauchage 423243 - Essais de séparation du concentré semi-

global Pb Cu 473244 - Récapitulation des conclusions des essais

d'orientation 54

3.2.5 - Essais d'optimisation 543.2.6 - Comportement des éléments mi neurs 823.2.7 - Bilan des essais de laboratoire ; leur influence

sur la conception du flowsheet de l'essai pilote .. 84

ESSAIS PILOTES 8 6

4.1 - DESCRIPTION DU CIRCUIT PILOTE 88

4.1.1 - Broyage du tout-venant 88

4.1.2 - Circuit de flottation 91

4.2 - REACTIFS - CALCUL DES BILANS DES ECHANTILLONNAGES DE FLUX. 99

4.2.1 - Réactifs 994.2.2 - Calcul des bilans à partir des échantillonnages de

flux 99

4.3 - RESULTATS DES ESSAIS PILOTES 101

4.3.1 - Première semaine d'essais 1014.3.2 - Deuxième semaine d'essais 124

4.3.3 - Troisième semaine d'essais 134

4.4 - BILAN DES ESSAIS PILOTES 148

4.5 - COMPORTEMENT DE L'ARGENT - COMPOSITION CHIMIQUE DESCONCENTRES 1494.5.1 - Comportement de l'argent 1494.5.2 - Composition chimique des concentrés 151

4.6 - CARACTERISTIQUES DE FILTRABILITE DES CONCENTRES 1535 - ESSAIS DE LABORATOIRE COMPLÉMENTAIRES 159

5.1- DEFINITION DES PARAMETRES D'EBAUCHAGE 161

5.2 - DEFINITION DES PARAMETRES DE RELAVAGE DU CONCENTRE

D'EBAUCHAGE Pb-Cu 164

5.3 - ESSAIS D'OPTIMISATION 174

5.3.1 - Premier essai d'optimisation (essai 48) 1745.3.2 - Deuxième essai d'optimisation (essai 49) 1785.3.3 - Comportement de l'argent 182

5.4 - BILAN DES ESSAIS COMPLEMENTAIRES DE LABORATOIRE 183

R E S U M E

A la demande de RDM/FE, le département Minéralurgie a entrepris desessais de flottation en laboratoire et en circuit pilote sur le minerai deBodennec, afin de définir un flowsheet de traitement permettant d'obtenir troisconcentrés différenciés de Cuivre, Plomb et Zinc, ainsi qu'un bilan prévision-nel de ce traitement.

Les essais ont été réalisés à partir d'un échantillon de 70 tonnesde minerai prélevé à partir des haldes de travaux miniers et titrant 2,7 % Cu,6,2 % Pb, 7,5 % Zn et 142 g/t Ag ; ces teneurs sont voisines de celles d'unpréconcentré de minerai de carrière.

Le procédé retenu est celui de la flottation semiglobale qui permetde flotter un concentré semiglobal Pb Cu puis un concentré Zn ; le plomb estensuite séparé du Cuivre par flottation du cuivre et dépression du plomb parl'hydrogénosulfite de sodium.

Le flowsheet proposé pour la flottation comporte trois sectionsbien individualisées (flottation Plomb Cuivre, séparation Plomb Cuivre parflottation du Cuivre et "reflottation" du Plomb, flottation Zinc). Il apparaîtque le flowsheet peut être caractérisé à la fois par sa souplesse d'adaptationaux variations de l'alimentation et aux exigences de la production, mais aussipar la nécessité d'un contrôle rigoureux des paramètres des flottations enrelation avec la complexité du minerai.

Le traitement permet de délivrer en fonction des variations del'alimentation soit trois concentrés différenciés, soit deux concentrés (unconcentré Cuivre + un concentré mixte Plomb Zinc). Les caractéristiques desconcentrés sont les suivantes :

Conc. Cu

Conc. Pb

Conc. Zn

Conc. mixtePb Zn

(l)Cu % Rep.

26 80 à 90

2 5

2 5

2 10

(1)Pb % Rep.

7 10

40 50ou 45 45

8 15

25 75

" (max.)

(1)Zn % Rep.

7 10

12-15 10-15

, 5° 70(max.)

30 3b (max.)

A g ^ R e p . ™ppm

300 23 (max.)

« 40-45

200 15 env.

350 65(max.)(max.)

(1) Les répartitions métal citées dans ce tableau sont calculées par rapportà l'alimentation de la flottation (c.a.d. par rapport au préconcentrégravimétrique).

(2) L'argent se répartit grossièrement à 17 % avec le Cuivre et 82 % avec lePlomb.

- I -

INTRODUCTION

Ce rapport présente les essais de flottation réalisés à la demandede RDM/FE en laboratoire et en circuit pilote au département Minéralurgie surle minerai de Bodennec.

Dans une précédente étude (rapport 78 RDM 010 DEX) il avait été pro-posé de traiter le minerai de Bodennec par préconcentration gravimétrique etflottation afin d'obtenir trois concentrés différenciés de Cuivre, Plomb etZinc.

Le présent rapport décrit donc les essais de traitement par flotta-tion qui ont été réalisés à partir d'un échantillon de 70 tonnes du minerai deBodennec, prélevé à partir des haldes de travaux miniers et titrant 2,7 % Cu,6,2 % Pb, 7,5 % Zn et 142 g/t Ag. Les teneurs de cet échantillon sont voisinesde celles d'un préconcentré de minerai de carrière tel qu'il avait été définidans le rapport précité.

Il a été jugé préférable, pour présenter les très nombreux résultatsde ces travaux de conserver un ordre chronologique permettant de mieux appré-hender les problèmes posés par ce minerai et les solutions proposées qui ontprésidé au déroulement des essais ; la synthèse et l'appréciation des résultatsconstituent les conclusions de ce rapport.

Ainsi, le plan général de ce rapport est le suivant :

- Rappel des conclusions des études antérieures réalisées sur leminerai de Bodennec.

- Essais de laboratoire préparatoires aux essais pilotes : détermi-nation de la maille de broyage de l'alimentation de la flottation ;conception du flowsheet des essais pilotes.

- Essais pilotes : analyse des résultats et caractérisation desconcentrés.

- Essais de laboratoire complémentaires : optimisation de la struc-ture du flowsheet à partir des résultats des essais pilotes.

- Conclusions : synthèse et appréciation des résultats de l'ensemblede ces travaux.

REMARQUE

Les valeurs de Té-partition métal (récupération ou perte) fourniesdans ce rapport sont calculées par rapport à l'alimentation flottation (c 'est-à-dire par rapport au contenu métal du préconcentré gravimétrique).

- II -

6 4 CONCLUSIONS

Les essais de laboratoire et les essais pilotes de flottation présen-tés dans ce rapport permettent de proposer un procédé et un flowsheet de trai-tement du minerai de Bodennec. Ils permettent également de fournir les bilansde ces traitements.

Rappelons que le tout-venant de mine est d'abord préconcentré pardivers procédés gravimétriques puis le préconcentré est envoyé au circuit deflottation ; le minerai sur lequel les essais de flottation ont été réalisésà une composition assez proche d'un préconcentré de minerai de carrière : iltitre 2,7 % Cu, 6,2 % Pb, 7,5 % Zn, 12,5 % Fe, 41,7 % SiÛ2 et 142 g/t Ag.

Il faut noter que dans ce "tout-venant" la teneur en SÍO2 est élevéeet sans doute supérieure à celle que l'on pourrait attendre de la préconcentra-tion gravimétrique ; d'autre part, lors des essais de traitement gravimétriqueréalisés à l'occasion de la précédente étude sur le minerai de Bodennec (rap-port 78 SGN 204 MIN) "plusieurs possibilités de traitement gravimétriquesavaient été envisagées que seuls des essais complémentaires avec les construc-teurs et des études économiques comparatives devaient permettre de départager".

Il serait souhaitable que ces essais complémentaires soient réaliséssur le minerai de Bodennec sensu stricto et sur le minerai de Keranscol afinde pouvoir définir le débit d'alimentation de la section flottation (en vue dudimensionnement des appareils) et afin de pouvoir estimer plus précisément lesteneurs d'alimentation.

- Ill -

6.1 - Procede et flowsheet

Le procédé proposé est le procédé de flottation semi-globale quipermet de flotter un concentré semi-global Plomb Cuivre, puis un concentrézinc ; on sépare ensuite le Plomb du Cuivre en flottant le cuivre et déprimantle Plomb par 1'hydrogénosulfite de sodium en présence de charbon actif.

Ce procédé est utilisé dans de très nombreuses laveries traitant lesminerais sulfurés (gisements du type Kuroko au Japon, Australie, Canada, Pérou..)Les modifications apportées au schéma sont cependant très variables et trèsnombreuses.

Les caractéristiques du minerai de Bodennec (dont certaines sontclassiques des minerais sulfurés complexes) ont conduit à choisir ce procédépuis à y apporter des modifications importantes.

Les principales caractéristiques du minerai sont les suivantes :

- très fine maille de libération des espèces valorisables : il n'estpas possible de donner une valeur de la maille de libération des espèces valo-risables, mais il est possible de définir une maille de broyage permettantd'obtenir des concentrés assez bien différenciés soit un d95 de 20 microns.Cette maille est atteinte en deux étapes : le tout-venant de flottation estd'abord broyé à un dso de 32 microns puis le concentré semi-global Plomb-Cuivre (soit 40 % poids du tout-venant) est rebroyé à la maille de á% de20 microns.

Malgré ce broyage fin, les espèces valorisâmes restent incomplè-tement libérées, les mixtes minéralogiques les plus fréquents étant les mixtesblende-galène. Par contre, à cette maille il n'y a plus de mixtes des espècesvalorisâmes et de la gangue (pyrite ou quartz).'-^

Par ailleurs, le rebroyage au dgs de 20 microns crée une quantitéimportante de fines de galène dont la flottabilité se trouve alors réduite.

- excellente flottabilité de la chalcopyrite, flottabilités moyennesmais voisines de la galène et de la blende : ce critère de flottabilité - etle critère de libération - ont été déterminants pour le choix du procédé semi-global d'une part, et pour le choix du procédé de séparation Plomb/Cuivre pardépression du Plomb d'autre part.

- répartition de l'Argent telle que environ 17% suivent le cuivreet 83% suivent le plomb : ces valeurs de répartition impliquent d'obtenir unconcentré cuivre et un concentré Plomb avec des récupérations métal élevées.

(1) Au cours de ces travaux, le contrôle de l'influence de la mixité a étéréalisé en étudiant de façon combinée les résultats des analyses chimiqueset des analyses de mixité par Q.T.M. des -produits de flottation (SGN/MGAMM. GATEAU, TOURNIEZ et GARCIA).

- IV -

Le flowsheet proposé comprend trois sections : broyage et flottationPb Cu, séparation Pb Cu, flottation Zn (cf. figures 65, 65bis et 65ter). Il estcaractérisé par :

- l'indépendance des sections qui constituent chacune une structurebien individualisée sans retour d'un mixte de flottation à une section précé-dente. Cette structure s'est imposée en raison de la mauvaise flottabilité dela galène,

- l'absence, dans la première section (broyage et flottation Pb Cu)d'un recyclage des mixtes de relavage - au niveau des flottations d'ébauchage,

- un circuit de séparation plomb cuivre comprenant successivementune flottation cuivre puis une flottation plomb totalement individualisées.

- V -

LEGENDE DU FLOWSHEET (cf. fig. 65, 65 bis et 65 ter)

Symboles

© : pourcentage poids du flux (par rapport à l'alimentationflottation).

Cs : concentration solide de la pulpe.

te» tF, tR : temps de conditionnement, flottation, relavage(temps de laboratoire exprimés en minutes).

F, NF : Flotté, Non flotté.

Deg., Ep., Rel : dégrossissage, épuisage, relavage.

UF : Underflow (sousverse).

Réactifs

Collecteur : mélange 1/1 d'amylxanthate de potassium (AXK) etd'aérophine S3418 (Aph).

Moussant : Aerofroth 65 : A65.

Réactifs modifiants : chaux : CaOhydrogenosulfite de sodium : Na HSO3(solution commerciale à 50 % ) .Sulfate de zinc : Zn SO4Cyanure de sodium : CN Na 'Sulfate de cuivre : Cu SO4!Charbon actif (acticarbone 2S) : CA 2S.

Les consommations de réactifs sont données en grammes par tonned'alimentation flottation.

CIRCUIT VE FLÖTTATION Pb-Cu FIGURE N° 65

NaHSO3 700 g/tZn S04 700 g/t

Alimentationflottation

d80 :

Cs : 35-40te : 10'

Rebroyage

^

Zn SO4 500 g/tNaHS03 700 g/tCA 2S 200 g/t

d95 :

+• Aph 80 g/t/ A65 10 g/t

Cs : 15-20%

Reí. OegPb Cu

vers circuit deséparation Pb Cu s \

F(tF9')

^

AXK + Aph 60 g/tA65 20 g/t

Reí. EpPb Cu

NF

NF

F(tp 8'30)

Reí. ReíPb Cu

F(tF4')

13O

cm


NF

F (tF 91)

Ep Pb Cu


r _ZnS04 500cyt

F(tF9')

Cs : 30-35te : 10'

CI-

CLO

OÍ íT>r— CXJ

yvers circuit Zn

CIRCUIT VE SEPARATTON Pb-Cu FIGURE N° 65 BIS

ConcentréPb Cu

Cs : 10-15 %

CA 2S : 350 g/tNaHS03 : 1 kg/t

LCa0 : 200 g/t

, A 65 : 20 g/t

I

Flot. Cu

NF

te : 20'

F (tF8')

Cs : 5-10%

Possibilité d'envoyer ce flux directement r

A 65 : 10 g/t

Reí 1 Cu

F (tF7-)

Cs : 5-10 % au circuit Zn (selon teneur Plomb)

AXK + Aph : 100 g/t*( CaO : 300 g/tr—< CNNa : 200 g/t( Zn S04 : 700 g/t

A 65 = 10-20 g/t

Flot PbNF

te : 10'F (tF7')

Cs : 10

Autre formulation possible

( NaHSO3 : 300 g/t

( Zn S04 : 700 g/t

in lu Q_

r—A 65 : 10 g/t

Rel 1 PINF

F (tF5')

Cs : 10 %

VVers circuit Zn

Rel 2 Cu

NF

F(t 6')

CONCENTRECUIVRE

Rel 2 PbNF

F (tF6')

CONCENTREPLOMB

CIRCUIT VE FL0TTATI0N ZINC FIGURE N° 65 TER

Stérile Ep Pb Cd 55) Cs : 25-30

stérile Reí Ep Pb Cii 20 ) Cs : 10

Sterile Pb G) cs :

I

STERILE

I Epaississeur

UF 80 ) Cs : 35-40 %

Ep Zn

AXK + Aph : 30 g/tA 65 : 10 g/tCaO : 300 g/t

F (tF 61)Cs:20-25

Reí 1 Zn

Deg Zn

AXK + Aph : 70g/t

A 65 : 20 g/t

( Caü : 3 Ir—{ CA 2S : !

( Cu S04 :

CaO : 3 kg/t: 200 g/t

) 4 : 500 g/t

F (tF 6-7')

NF

NF

F (tF 5')CaO : 200 g/t

Reí 2 Zn

F (tF 5')

CONCENTREZINC

- IX -

6.1.1 - Section de broyage et flottation Pb Cu (cf. fig. 65)

Après broyage de l'alimentation flottation a un d80 de 32 microns,les concentrés de flottation de dégrossissage et d'épuisage Pb Cu sont réunispour être rebroyés à un dgs de 20 microns avant relavage.

Le broyage du tout-venant est réalisé par deux broyeurs en sériefonctionnant en circuit fermé avec un cyclone ; le rebroyage des concentrésPb Cu est réalisé par un broyeur fonctionnant en circuit fermé avec un cyclonetravaillant sur l'alimentation du rebroyage : ce dispositif doit permettred'éviter le surbroyage des espèces valorisables et particulièrement de la galène.

La structure du circuit de relavage permet d'éviter un recyclagedes mixtes de relavage en tête des flottations débauchage. On prévient ainsil'accumulation du cuivre et surtout du Plomb dans cette section.

Le circuit de flottation Pb Cu fonctionne à pH naturel ; il délivred'une part le concentré mixte Pb Cu et d'autre part les stériles de l'épuisagePb Cu et du relavage Pb Cu qui sont envoyés à la section de flottation zinc.

Il faut noter que 1'entraînement de zinc dans le concentré mixtePb Cu est important (environ 40 % du zinc tout-venant si on s'impose une récu-pération Plomb de 80 % dans le concentré mixte Pb lJ

6.1.2 - Section de séparation Pb Cu (cf. fig. 65 bis)

Cette section délivre le concentré Cuivre, le concentré Plomb et lestérile de dégrossissage Plomb qui est envoyé à la section de flottation zinc.

Cette section comporte une flottation cuivre (avec charbon actif ethydrogénosulfite de sodium pour déprimer le Plomb) et une "reflottation" Plombde type classique pour éliminer au maximum du concentré Plomb, la blende et lapyri te.

La flottation cuivre est l'opération la plus efficace de l'ensembledu flowsheet ; elle permet une excellente récupération cuivre (80 % minimumdu cuivre tout-venant) avec une grande sélectivité vis-à-vis des autres métauxPar contre, la "reflottation" du Plomb est l'opération la plus délicate àcontrôler dans ce flowsheet ; les paramètres de cette opération n'ont, en réa-lité, jamais pu être optimisés convenablement ; il est vraisemblable qu'ils nepourront l'être qu'à une échelle industrielle.

La structure de la section de séparation Pb Cu la rend suffisammentsouple pour accepter les variations des teneurs d'alimentation de la laverieet des critères de flottabilité de la galène et de la blende :

si la teneur Plomb de l'alimentation flottation est faible, ilest possible de supprimer totalement le circuit de reflottationdu Plomb et d'envoyer directement dans la section de flottationzinc le stérile de la flottation de dégrossissage Cuivre.

- X -

Cependant ce cas - qui représente assez bien celui du minerai deKeranscol - pose un problème majeur en raison des incertitudes concernant lecomportement des porteurs d'Argent.

Si la formulation de la répartition de l'argent mise au point pourBodennec sensu stricto est valable pour le minerai de Keranscol et si le circuitde reflottation du Plomb est supprimé, dans le cas du minerai de Keranscol, laplus grande partie de l'argent contenu se retrouvera dans le concentré zinc(et dans le stérile total) et sera moins bien payé. Etant donné qu'il ne paraîtpas possible pour l'instant de produire un concentré Plomb dans le cas du mine-rai de Keranscol (cf. note SGN/MIN 79 n° 1556) la seule solution envisageablepour un meilleur paiement de l'argent est de produire un concentré mixte Plomb-Cuivre.

L'étude de la répartition de l'argent (par dosage de l'argent dansles produits des flottations déjà réalisées sur le minerai de Keranscol) estactuellement en cours pour essayer de prévoir le comportement de ce métal dansle flowsheet mis au point pour le minerai de Bodennec.

Plus généralement, si l'entraînement de zinc dans le concentrémixte Pb Cu devient très important et/ou si la flottabilité dela galène (au niveau de la reflottation Plomb) est mauvaise outrop voisine de la flottabilité de la blende, il apparaît qu'ilest difficile de produire un concentré Plomb avec une teneur enzinc inférieure à 12-15 %. Dans ce cas, deux actions sont pos-sibles :

. soit produire (en utilisant le circuit de reflottationPlomb) un concentré mixte Plomb Zinc au lieu du concentréPlomb, soit supprimer totalement le circuit de flottationPlomb et essayer de flotter dans la section de flottationZinc un concentré mixte Plomb Zinc, ce qui peut être réa-lisé en modifiant les paramètres de flottation zinc.

Ces deux solutions entraînent inévitablement une répartition de l'ar-gent essentiellement dans un concentré mixte Plomb Zinc.

Les résultats médiocres de la reflottation Plomb qui contrôle larécupération du Plomb et d'une grande partie de l'argent impliquent d'étudierles moyens d'améliorer la production de ce concentré. Actuellement des essaisde laboratoire sont engagés dans ce sens : au lieu de reflotter le Plomb àpartir du stérile de dégrossissage cuivre, les essais ont pour but de reflotterle zinc et la pyrite qui polluent le stérile de dégrossissage Cuivre, le Plombdevant être récupéré en fond de cellule.

6.1.3 - Section de flottation du zinc (cf. fig. 65ter)

Cette section délivre le concentré zinc et le stérile définitif.

La structure de cette section est du type 2+1+1 et les paramètresde la flottation sont les paramètres classiques : conditionnement de la pulpeà pH 12,0 pour déprimer la pyrite et en présence de sulfate de cuivre pourréactiver la blende.

- XI -

Si cette section doit délivrer un concentré mixte Plomb Zinc (cf.paragraphe précédent) il faut alors travailler dans les mêmes conditions maisà pH 10,0-10,5 pour éviter de déprimer la galène ; dans ce cas, un relavagesupplémentaire du concentré peut être nécessaire.

Cette section est alimentée par trois stériles de flottation qu'ilest nécessaire d'épaissir avant le conditionnement et la flottation Zinc.L'épaississeur délivre une pulpe épaissie et de l'eau claire qui pourrait êtrerecyclée.

6.1.4 - Recyclage des eaux d'ëpaississage

En plus de l'eau provenant de l'épaississeur de l'alimentation dela flottation zinc, les eaux provenant de 1'ëpaississage des concentrés (voirede la digue à stérile) pourraient être recyclées.

Cependant, du fait de la quantité et de la variété de réactifs queces eaux peuvent contenir, leur recyclage dans la laverie, risque de perturberconsidérablement la flottation : il faut donc prévoir, dans un premier temps,d'alimenter l'ensemble du circuit en eau fraîche, les essais de recyclage deseaux usées n'étant réalisés que progressivement dans les différentes sectionsde la laverie.

6.1.5 - Réactifs

Les consommations totales de réactifs exprimées en grammes par tonned'alimentation flottation sont les suivantes :

Collecteur (AXK + Aph)Moussant (l\65)(1^ChauxHydrogenosulfite de sodium^Sulfate de z i n c ^Cyanure de sodium^;Sulfate de cuivre^Charbon actif

422

470180000400400200500750

g/tg/tg/tg/tg/tg/tg/tg/t

On notera l'utilisation fréquente dans le flowsheet de charbon actif,de 1'hydrogenosulfite de sodium et du sulfate de zinc ; le charbon actif estutilisé au rebroyage du concentré débauchage Pb Cu, à la flottation Cuivre età la flottation Zinc ; il semble jouer un rôle régulateur et "nettoyant" dansla mesure où il adsorbe les réactifs en excès dans la pulpe. Cependant, ledosage du charbon actif est extrêmement précis et les conditions de son utili-sation sont très étroites - contrairement aux autres réactifs dont les condi-tions d'utilisation sont assez larges.

(1) Le moussant A65 a été choisi en raison de sa solubilité dans l'eau ; il estprobable qu'un moussant du type MIBC ou un mélange MIBC A65 serait préférable.

(2) Consommation de la solution commerciale à 50%.(Z) Consommation des produits commerciaux hydratés.

- XII -

En définitive, le flowsheet de traitement par le procédé semi-globalse caractérise par sa souplesse d'adaptation aux variations de l'alimentation etaux exigences de la production mais aussi par la nécessité d'un contrôle rigou-reux des paramètres des flottations en relation avec la complexité du minerai.

Les résultats de ces essais en laboratoire en pilote font apparaîtreque des travaux complémentaires sur les points suivants sont nécessaires^.

- essais complémentaires de concentration gravi métrique pour lesminerais de Bodennec sensu stricto et de Keranscol dans le but de choisir leprocédé de concentration gravimëtrique (particulièrement pour le traitementdes "fines" de concassage) et dans le but de déterminer le rendement de la pré-concentration pour dimensionner les appareils de la section flottation.

- essais complémentaires de laboratoire sur le minerai de Keranscolpour déterminer le comportement des porteurs d'argent dans le flowsheet mis aupoint sur le minerai de Bodennec.

- essais complémentaires de laboratoire sur le minerai de Bodennecpour améliorer le concentré Plomb (étude en particulier de la voie inverse :dépression du Plomb et flottation du Zinc et de la pyrite).

6.2 - Bilans métallurgiques des essais de traitement

Les bilans des essais de traitement ont toujours été satisfaisantsen ce qui concerne le Cuivre alors que pour le Plomb les bilans sont restésmédiocres. L'argent se répartissant avec le Cuivre (17 % envi ron)et avec lePlomb (83 % environ) sa récupération est liée à celles de ces deux métaux.

La production du concentré zinc n'a jamais été très approfondie,et ne paraît pas présenter des difficultés quant à la production d'un produitde qualité marchande (50 % Zn) ; par contre, il apparaît nettement que la récu-pération du zinc peut être très sérieusement limitée par l'entraînement deblende dans le concentré Plomb (et dans une moindre mesure dans le concentréCuivre). En outre, ces essais ont montré que la perte de zinc dans le stérilede flottation pouvait être facilement réduite.

Le tableau L donne les bilans moyens des concentrés et du stérilede flottation estimés en tenant compte de l'apport des essais de laboratoirecomplémentaires aux essais pilotes. Ce tableau donne aussi le bilan d'unconcentré mixte Pb Zn.

L'analyse chimique complète des concentrés est fournie dans le rap-port (tableau XXXVII, paragraphe 4.5.2).

il) Des travaux de laboratoire sur les points 2 et 3 viennent de débuter.

Tableau L : Bilans moyens des concentrés de flottation

Lorsque la valeur de la teneur ou de la récupérationest suivie du mot "maximum", cela signifie que cettevaleur semble ne pas devoir ou ne pas pouvoir êtredépassée.

Alimentationflottation

ConcentréCuivre

ConcentréPlomb

ConcentréZinc

Concentrémi xtePlomb-zinc

Stérile

Cuivre

Teneur%

2,7

26 %

2 % max

2 % max

2 %

0,2 %

Rép.

100

80 % minimum jus-qu'à 90%

5 % max

5 % max

10 % max

5 % Max

Plomb

Teneur%

6,5

7 %

Rép.

100

10 %

T P40 % et 50 % max

ou 45 % et 45 % max

8 % max

25 % max

1,5 %

15 % max

75 % max^

15-20 %

Zinc

Teneur%

7,5

7 % max

12 à 15 %

50 % max

30-35 %

1 % max

Rép.

100

7 % max

10 à 15 %

70 %

85 % max

10 % max

Argent

Teneurg/t

140

300

800

200 max

350 max

20

Rép.

100

23 % max

40 à 45 %

15 % en-viron

65 % max

environ15 %

IX

1 - RAPPEL DES CONCLUSIONS DES ETUDES ANTÉRIEURES ;

RESULTATS ACQUIS ET LEUR INFLUENCE SUR LA PRESENTE ETUDE

- 1 -

1 - RAPPEL DES CONCLUSIONS DES ETUDES ANTÉRIEURES ; RESULTATS ACQUISET LEUR INFLUENCE SUR LA PRESENTE ETUDE

Les études antérieures sur la valorisation du minerai de Bodennecsont consignées dans le rapport 78 SGN 204 MIN [Etude du traitement duminerai de Bodennec].

Les conclusions sont ainsi présentées :-repris en annexe IV durapport général des études d'exploitabilité du gisement de Bodennec, réfé-rencé (78 RDM 010 DEX)-.

"Les recherches correspondantes se sont déroulées pour l'essentielentre mars et décembre 1977. Elles ont porté sur la variabilité du minerai,sa préconcentration gravimétrique et sa flottation.

Les études réalisées sur la variabilité du minerai (études minéra-logiques d'une vingtaine d'échantillons) ne constituent qu'une premièreapproche de ce problême. Bien que la minéralisation principale présente unestructure assez homogène, il faudra tenir compte des variations importantesdans les proportions mutuelles des différents sulfures et en préciser par lasuite l'amplitude en fonction de la méthode et des cadences d'exploitation.

L'étude de préconcentration réalisée sur un lot de minerai forte-ment dilué (3,4 % Cu + Pb + Zn) a montré que l'on pouvait éliminer une pro-portion importante de stérile (à moins de 0,5 % Cu + Pb + Zn) par séparationen milieu dense (d # 2,75) après concassage à 50 mm environ. Cependant, lesfines (inférieures à 0,5 ou 2 mm selon l'appareillage de séparation en milieudense) qui ne peuvent pas être traitées dans l'installation et qui, étantdonné la constitution du minerai (schistes) représentent une proportionrelativement importante (20 % - 30 % en poids) du produit concassé, devrontêtre préconcentrées par ailleurs (spirale ou appareil analogue).

Une méthode de flottation étagée comprenant trois circuits pourCu, puis Pb et enfin Zn, a été élaborée et permet d'obtenir des résultatsassez satisfaisants malgré la complexité du minerai. La libération nécessiteun broyage à 60-65 microns (80 % de passés à cette dimension)".

Les essais de flottation réalisés dans cette étude antérieure ontporté sur les deux méthodes de traitement les plus utilisées pour ce type deminerai à savoir la méthode différentielle et la méthode semi-globale (oùun concentré global Pb Cu est flotté en tête du procédé).

Les résultats obtenus à partir de chacune de ces méthodes en labo-ratoire sont présentés figures 1 et 2.

La différence essentielle entre les résultats des deux méthodesconcerne le plomb dont la récupération dans le concentré n'est que de 11 %par la méthode semi-globale et de 32 % par la méthode différentielle. Cepen-dant -dans le cas de la méthode semi-globale- la perte plomb liée au mixtede relavage Pb Cu (soit 33 %) et au concentré d'épuisage Pb Cu (soit 14 %)représente pratiquement la moitié du plomb tout-venant.

Après la flottation cuivre,23 % du Plomb tout-venant seulement,rentrent dans le circuit Plomb ; dans le cas de la méthode différentielle67 % du plomb tout-venant rentrent dans le circuit Plomb. En comparant cesvaleurs aux valeurs des récupérations dans les concentrés Plomb, on constateque la récupération relative au niveau du circuit Plomb est, pour les deuxméthodes, de 50 %.

Htnrral brojrí

Díp.roMlii««ge cuivreflottatlon ( m

2 relavngea (*CaO)

\

Epuiaage cuivrefiottntton 10 an

Concentre1 Cu Hlxle Cu

Ríaídu Elntlatlon Concentréfpulange Cn

Dógroaalsange plombrinttntinn 3 mn

Relavage rb *r<'l»«ge Tbflotutlon J «in

Concentre1 Tb HI»tí Tb

Réaldu flottatlon ConcentréTb fpu louée Tb

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NaCNAero 2«2

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500 g/tI 500 (t/t200 g/t

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t 0

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500 g/t«00 g/t50 g/t20 g/t

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Trorfultn

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Dígrosslsosgp Cn

Concentré final CiiHlx(es r e í « . ¿«

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Rfsldii flot, di

Cone, final FbNixte relav. TbFJptils.iE« P1»

Rf-stdu flot. Tb

Cone, final ZnHlxte Znr.piils.ic<r Zn

R í o W u fln.il

rnld« X

100,00

16,7

7,09 , 7

7,7

76,1

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6,11,18,6

'17,9

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TeneurX

H,3

17,9

76,6

12,1

10,5

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730

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51

53

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100,00

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' 18,1

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1 700

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11,6

1.1)

I

rv>i

Maille de broyagedgo = 65\i

Figure 1 : Schéma et bilan moyenessai de flottatiônselon la méthode deflottatiôn êtagée Cu-Pb-Zn.

Miner«! broyl

Dlgroaaieiagt I Pb» Cutlottatlon 3 an

Concentré D£groeeiiaag* 2Fb«Cu

flottatlon 3

Concentre 2

Epulaagc Fb*Cuflottatlon S auT

Concentreprimait« PMCu

Conc«ntrfenulaag« Pb*Cu

Relavage

HlxttfbtCu

DlgroaeLeeage Cuflottatlon i an

Concentrlprhaalre Cu

Rtlavaga

\Epulaagt Cu

flottatlon S an

Concantrifinal Cu

\Hlxte Curtlavaga

Conctntrf p'rlnalre Fb

Concantri CuInuliag«

Matduflottatlon PotCu

•Dégroaalaaaga ZD-

Conctntri Znprlaalrt

Epulaage Zn

Coocentti(pulaagt Zn

CaO

ZnSO„EIXHI DC

0.7 kg/t»0 g/t15 g/t

ZnSO«ETXH1BC

0,2 kg/tto tit10 g/t

ETXHire

50 g/t10 g/t

SOj 2 kg/tHlnerec A SO g/t

SOj I kg/tHlnerec 1 50 g/t

CuSOi, 0.) kg/tETX SO g/tHlkC 5 g/t

CuSOh 0,2 kg/tETX 70 g/tH1ÏC 10 g/t

I2 relavagea

Kajatfinal

Concantri Mixtea Znfinal Zn iclavagea

rrodults

Tout vonniit trnitá

Concentra PbtCu relavé

Mixta PlilCu de relavaga

Concentra FbtCu ípulsnqe

nösldu flottatlon PbtCu

Concentra final Cu ,(1 reluvngi?) ¡••••' '••"•' -•'• •' -'

Mixte L'u de lelavoge

Concontri Cu ípuloago

Conoentrt primaire fb

Concentra final Ziv • ;

Hlxtes Zn relavagea

Concentré Zn ¿puisage

rejet final

Pol,ds%

100,0

15,0

10,0

12,0

63,0

7,0-.•A , 1

0.5

3.0

<,5

11,0

5,5

41.5

tenourt

4,37

14.0

5.5

5.5

1.5

26,0

3.0

9,0

M

?,3

4.7

2,7

0,4

Cuivre

pd»

437

222

55

66

94

102

2

27

11

11

52

15

16

rept.\

100,0

50,B

12.6

15.1

21,5

41,6

0,5

6,2

2'?11,9

3,4

3,7

teneur\

7.36

15,9

24,5

0,5

2,4

7,B

22,0

30,0

18.2

3.0

6.5

5,0

0,9

Plomb

pds

736

230

245

102

151

55

11

90

02

15

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37

rept.t

100,0

32.3

33,3

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12,2

11.»

2,0

9,0

3.7

5,0

Kl ne

teneur%

11,67

15,3

17,0

72,0

0,0

8,0

22,7

le,5

23,0

47,5

17,3

7,0

0,0

pds

1167

229

170

204

504

56

II

55

107

230

190

43

33

rept.\

100,0

19,G

14,G

22,6

43,2

4,0

0,0

4,7

9,2

20,4

16,3

3,7

2,0

Maille de broyage= 65\i

Figure 2 Sohéma et bilanmoyen d'un essaide firettati&n completselon Ta méthode semi-globale..

i

wi

- 4 -

Cette constatation a conduit à reconsidérer pour les nouveauxessais, l'utilisation de la méthode semi-globale, d'autant que les résultatsdes essais d'orientation sur le Minerai de Porte-aux-Moines concluaient àla suprématie de cette méthode.

Cependant, il faut bien avoir à l'esprit que dans la méthode semi-globale, la perte plomb constatée au niveau du mixte de relavage Pb Cuconstitue un "risque" du procédé, car la mauvaise flottabilité du Plomb àce niveau peut engendrer de nombreuses difficultés.

Ce phénomène observé dès ces essais préliminaires (et quelleque soit la méthode de flottation) restera pour les nouveaux essais une dif-ficulté majeure du traitement.

Par ailleurs, un autre problème soulevé dans le rapport 78 SGN204 MIN concerne la maille de broyage de l'alimentation flottation.

La plupart des essais y ont été réalisés après un broyage à undso de 65y. Sur les produits obtenus à partir d'une flottation différentielle,une étude minéralogique a été réalisée ; il en ressort que (cf. pp. 120 et121) :

"- dans les produits mixtes de flottation du cuivre : on relève laprésence de grains mixtes de chalcopyrite et de blende (fréquents), de chal-copyrite et de pyrite (communs) de chalcopyrite et de galène (rares). Danstous ces grains mixtes, les phases ont des dimensions comprises entre 10 et80 microns.

- dans les produits mixtes de flottation du plomb : les grainsmixtes sont essentiellement composés d'associations galène-blende ou galène-blende-chalcopyrite ; les éléments de ces grains ont également des dimen-sions comprises entre 10 et 80 microns.

- dans les produits mixtes de flottation du zinc : les grainsmixtes sont abondants, ce sont souvent des associations blende-chalcopyriteavec pyrite fréquente et galène plus rare, la taille de chacune des phasess'échelonne toujours entre 10 et 80 microns.

- dans les produits concentrés, il a été noté :

pour le cuivre : présence de quelques mixtes chaicopyrite-blendeou plus rarement chalcopyrite-pyrite et chalcopyrite-galène, dont lesdiverses phases sont comprises entre 15 et 60 microns.

pour le plomb : présence de mixtes galène-blende (pratiquementpas de blende libre) et de quelques associations galène-chalcopyrite oupyrite, présence de mixtes blende-pyrite. Les dimensions des phases sonttoujours comprises entre 15 et 60 microns.

pour le zinc : blende souvent libérée mais présence de quelquesmixtes associant la blende â la chalcopyrite ou à la galène ; dimensionsdes phases incluses dans ces mixtes : entre 10 et 40 microns.

- dans les rejets : présence -abondante- de pyrite, souventlibérée, parfois associée à de la blende ou de la chalcopyrite. Les dimen-sions des phases dans les grains mixtes sont compris entre 15 et 60 microns.

L'étude minéralogique des produits de flottation montre que les

- 5 -

plus petits éléments minéralisés contenus dans les mixtes ont des dimensionsde Tordre de 10 à 15 microns. Pratiquement il est hors de question debroyer le minerai jusqu'à cette dimension, néanmoins - au vu de ces résul-tats, il est apparu souhaitable de pousser le broyage précédent la flot-tation. Le but à atteindre étant de libérer au mieux les sulfures sanssurbroyage".

Ces essais de libération complémentaires ont alors élé réalisés :des essais de flottation identiques ont été effectués sur des produitsbroyés à des d80 inférieurs à 65y, d'une part, et à des dso de 30y, d'autrepart.

Il en a été conclu que "un broyage prolongé aide donc à résoudreune des difficultés rencontrées... à savoir la séparation du plomb et duzinc" (cf. pp. 123-126).

A partir de cette constatation .les essais cycliques terminantcette série d'essais d'orientation ont été réalisés avec un dßO de 30y.

Si un broyage poussé permet la libération des espèces valorisableset particulièrement blende/galène dans le cas du minerai de Bodennec, ilconstitue en lui-même une autre difficulté majeure du traitement : outreson incidence sur le plan économique, il diminue la flottabilité des espècesvalorisables même libérées.

Pour cette raison, les nouveaux essais de traitement ont donc tousété réalisés sur une alimentation broyée à un d80 de 30y et un contrôle dela mixité par analyseur d'images a été effectuée sur certains des produitsde la flottation.

Un autre aspect important du traitement abordé dans le rapportpréliminaire concerne la cinétique de la flottation.

Dans le cas du minerai de Bodennec, ce paramètre se traduit parles phénomènes suivants : au fur et à mesure que le temps de flottation(c'est-à-dire d'aération) augmente - quel que soit le procédé de flottation(différentiel ou semi-global) et quelle que soit l'étape de flottation consi-dëréedans le procédé - on observe la flottation du cuivre en tête puis celledu plomb et celle du zinc.

Ceci signifie que selon la durée de flottation (et si la quantitéde collecteur est suffisante) on peut théoriquement obtenir une flottationdifférentielle, semi-globale, ou globale, ou encore que la sélectivité duprocédé dépend étroitement de la cinétique de flottation.

Or, ce paramètre qui peut être facilement mesuré, voire contrôléau laboratoire, devient très difficilement maîtrisable à l'échelle pilote.C'est pourquoi la flottation différentielle avait été étudiée lors du pré-cédent rapport, mais cette méthode est sensible, lors de l'ébauchage, àtrois variables (Cu, Pb, Zn) au lieu de deux seulement pour la méthode semi-globale (Cu + Pb d'une part, Zn de l'autre) : cette dernière méthode peutdonc mieux s'adapter à la variabilité d'un minerai.

Ces considérations ont conduit à reprendre les essais de flotta-tion semi-globale ; l'étude de la cinétique de flottation a été en partiesacrifiée à l'étude de conditions opératoires plus sélectives permettant demieux s'affranchir de cette cinétique.

- 6 -

II convient de noter ici l'apport important que constitue pourcette étude la possibilité, depuis août 1979, d'évaluer la libérationminérale par analyseur d'image.

A partir des résultats de l'étude préliminaire réalisée sur leminerai de Bodennec les conditions de départ de la présente étude ont étéainsi établies :

- broyage de l'alimentation flottation à 30p et contrôle de lamixité,

- reprise de la méthode semi-globale et étude de la flottabilitédu plomb,

- amélioration des conditions opératoires vers une plus grandesélectivité pour mieux s'affranchir des problèmes concernant la cinétiquede flottation.

- 7 -


Le minerai tout-venant sur lequel ont été réalisés les essais delaboratoire et pilote (soit 70 tonnes) est constitué de blocs provenant destravaux miniers de Bodennec qui ont été concassés par deux concasseurs àmâchoires disposés en série et suivis d'un concasseur giratoire. Le produitobtenu est inférieur à 20/30 mm environ.

Un échantillon de ce lot a été concassé à 5 mm par un concasseurà cylindres pour constituer l'alimentation des essais de laboratoire.

L'analyse chimique moyenne d'un échantillon de tout-venant donne

CuPbZnFe

2,70 %6,22 %7,51 %12,48 %

AgSbBiCdAs

142168159293134

g/tg/tg/tg/tg/tSi02 41,75 %

Les résultats prévisionnels de la préconcentration du minerai deBodennec donnent les teneurs suivantes pour l'alimentation flottation(cf. rapport 78 SGN 204 MIN p. 166) :

Minerai de souterrainMinerai

CuPbZnAg

de carrière

3,7,8,170

25 %24 %43 %g/t

CuPbZnAg

2,88 %3,80 %7,41 %140 g/t

Du point de vue "teneur des éléments valorisables" le minerai tout-venant des essais de flottation est donc voisin du préconcentré gravimëtriqueprévisionnel du minerai de carrière ; cependant il est probable que sa teneurSiO2 (de 42 % environ) soit supérieure à celle d'un préconcentré gravimë-trique qui devrait être plus riche en pyrite.

Il est à noter par ailleurs que lors des étapes du concassage,réalisé un à deux mois avant le début des essais de laboratoire et pilotela seule précaution particulière concernant le minerai a été sa conservationdans la halle à l'abri de l'eau et de la poussière.

3 - ESSAIS DE LABORATOIRE PRÉPARATOIRES

AUX ESSAIS PILOTES

- 8 -

3. ESSAIS DE LABORATOIRE PREPARATOIRES AUX ESSAIS PILOTES

3.1 - BROYAGE

3.1.1 - Broyage par broyeur à boulets

Le minerai tout-venant a été broyé en broyeur à boulets Minemetdans les conditions suivantes pour obtenir un d80 de 32y (cf. paragraphe 1).

- Concentration solide de la pulpe 66,6 %.- Poids des échantillons tout-venant 1,1 kg à 1,2 kg.- Charge broyante :

. 16 boulets 0 45)

. 28 boulets 0 32 ? Poids : 18,7 kg

. 43 boulets 0 25 )

- Temps de broyage : 45 minutes.

L'analyse granulomëtrique du tout-venant est la suivante :

2,510,50,10,032

+ 5 mm- 5 mm- 2,5 mm- 1 mm- 0,5 mm- 0,1 mm- 0,032 mm

5,2 %33,5 %28,8 %9,7 %12,1 %4,5 %6,2 %

Après broyage réalisé dans les conditions précédemment définies;l'analyse granulomëtrique et chimique du produit broyé (obtenue par tamisage)est la suivante :

Poids Cu % Pb % Zn % Fe %

+ 50y

32-50y

- 32y

Reconstitué

5.912.9

81.2

100.0

2.342.97

2.85

2.72

3.75

5.01

7.35

6.84

5.827.60

7.75

7.62

13.01

13.25

12.22

12.40

On observe un enrichissement en espèces valorisables des fractionsfines particulièrement net en ce qui concerne le Plomb.

L'analyse granulométrique par sédigraph de ce produit broyé (cf.figure 3) montre qu'il y a 17 % de fines inférieures à 5y et 10 % inférieuresà 2y.

Par ailleurs sur les fractions granulométriques + 50y, 32-50y et- 32y des études de mixité par analyse d'images ont été réalisés au départe-ment MGA (M. GATEAU) [cf. figures 4 , 5 et 6 ] .

- 9 -

Avant d'aborder l'analyse de ces résultats, nous décrivons succinc-tement la méthode d'évaluation du degré de libération minérale par analysed'images.

a/ Description de la méthode

Les matériaux à analyser (produits de broyage ou de flottation)sont enrobés dans une résine, puis examinés sous forme de sections polies.

La prise d'information est purement optique : une caméra de télé-vision transmet à l'analyseur d'images les informations recueillies dansle champ d'un microscope conventionnel. La quantification géométrique reposesur une discrimination des minéraux en fonction de leur brillance apparente,donc ici de leur pouvoir réflecteur ; un stylo électronique permet éventuel-lement de corriger les imperfections de détection.

b/ Ccœactérisation bidimensionnelle du degré de mixité

La prise en compte d'un paramètre caractéristique de l'associationentre minéraux suppose la détection simultanée de deux espèces. Cetteremarque étant incompatible avec le schéma classique d'un analyseur d'images(analyse monophasée), nous opérons à partir d'une configuration d'appareilspécialement aménagée au département MGA.

Le principe de la mesure est le suivant :

Soit un grain composé de deux phases A et B réparties entre ellesde façon quelconque ; considérons l'intersection de cet objet avec un plan(section polie par exemple) :

Figure

La grandeur la plus simple qui soit représentative de la composi-tion de ce grain est fournie par les pourcentages de la surface occupée parchaque constituant :

MA = Aire (A) = Aire (A)

Aire (A) + Aire (B) Aire du grain

- 10 -

L'affectation à chaque grain d'une telle quantité est réalisée defaçon automatique par l'appareil. En un seul balayage de l'image (1/10 deseconde), il est possible d'obtenir un résultat exprimé soit en nombre,soit en mesure sur toutes les particules caractérisées par un coefficientde mixité MA compris dans une gamme de valeur donnée. Ce type de mesurepeut être associé à une classification en fonction de la dimension (Aire)apparente des particules.

c/ Remarques

La démarche utilisée implique 2 limites qu'il est important deconsidérer lors de l'interprétation des résultats :

- L'utilisation de la microscopie optique entraîne l'existenced'une coupure granulomëtrique artificielle ; il est très diffi-cile en effet de prendre en compte et d'identifier les grainsde dimension inférieure à 7 ou 8ym. Les particules les pluspetites étant généralement les mieux libérées, on aboutit àune sous estimation du degré de libération global.

- Les observations sont réalisées sur un plan de coupe et nonsur un volume ; sachant qu'un grain mixte peut induire unesection apparemment libérée, il y a donc surestimation de lalibération par cette technique d'analyse.

Ces biais, d'effets par ailleurs opposés, étant systématiques,l'utilisation la plus efficace des résultats, consiste à n'utiliser lesvaleurs absolues qu'à titre indicatif ; les variations relatives permettrontpar contre, de suivre très précisément l'évolution du phénomène de libéra-tion.

Les résultats sont à la fois présentés sous forme de tableaux etsous forme d'histogrammes qui donnent la quantité cumulée d'un minéral(cumul %) ayant un degré de libération donné (libération %).

On constate que :

- le degré de libération augmente logiquement lorsque la granu-lométrie diminue,

- pour la tranche - 30y (qui représente 80 % poids de l'alimenta-tion flottation) la pyrite est pratiquement libérée (92 % est libéré à90 %)(D par contre la chalcopyrite, la blende et la galène sont incomplè-tement libérées (70 % seulement de chacun de ces minéraux est libéré à 90 %).

(1) Ceci signifie encové que 92 % de la -pyrite sont contenus dans des grainscontenant au plus 10 % d'un autre minéral.

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UCOULTKONICS FRANCE S.A

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Figure n° 3 : Analyse granulométrique au Sedigraph

du minerai broyé en broyeurs à boulets

I

f n u lui.'!', II U U U L L I •;• .•=•• ii;-Df niu RON S )

LIBERRTIOH'4 PYRITE

90se706050403020100

CUMULPYRITE77.0S2.690.294.1•• O » *T

99.199.499.9100.0100.0

- 12 -

? 2? 4* ee se 100

LIBERñTION:•: CHRLCO

90se70.

. 60• 5 0

403020100

CUMULCHflLCO22.845.659.674.582.991.396.298.699.8100.0

y. ? . 2? 4? ** se 100TT tt yf i r i f t r T T T T T T t r T T • • • • • • • « « . , , , ,# # # # ^ # # # # # # # # # # # f t # # í ¿ # # #

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LIBERflTION'A BLENDE

908070665.040

'.3020100

CUMUL :••:BLENDE.8.134. 158.575.084.3 •88.692.497.399.9100.0

40

¡

LIBERATIONA G FILE HE

90se70605040302 fi100

CUMUL y.GflLENE17.922.

• 23.27.31.

62

853.470.685.696.2

100. 0

? • 2e 40#########.'.. ;.«######################.

#

figure n° 4 Degré de libérâtian~après broyage à dßO

espèces_súlfuré4e^30 pT

* ECHANTILLON BROYEUR R BOULETS. 32-50 MICRONS

- 13 -LIBERATIONy. PYRITE

908070685848382018

fi

CUMULRYRITE

92. 996.' i97. 998. 699.4Ci« C;

100.8108.8

i28

i48

ififi 188

i

##################################################

LIBERATIONy. CHflLCO

9080786058463828188

CUMULCHflLCO35.455.771.279.3S3. 798. 194. 897.599.8

180. 0

a 20 48 68 se 180! ! ! ! i i##################

##################################################

LIBERflTION'4 BLENDE

9880786058483828188

CUMUL ïBLENDE47. S72.9S3. 790.894.9

99.599. S168.8168.0

8!

28!

40!

68!

P. Pi"j

########################

##### # # t t###### # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

LIBERATION* CflLENE

90807868584038£810

Pi

CUMUL ;GflLENE

tL. •»' » 7

27.641.952. 657. S63.5 .74.5S6. 594.5108.0

8 " • 28 48 68 ft« lflfl! ! ! ! ! "ï##########################. "• " '##################### ""######*########*########## " " "

;

Figure n" 5 : Degré de libération des espèces sulfuréesaprès broyage à dgQ = 3O]x. Tranche 32.5.O\Î

p ECHÍHfiHTILLON Í & - C EROVEUR H BOULETS. IK32 MICRONS

LIBERflTIdHy. PYRITE

90SO706050403020100

CUMUL ••PVRI-TE91.993.797. 2Cl C; ~.\

9 9 . 099.499. S99.. S99. S100.0

- 14 -¡Ji

40i

60i i

100I

###############################################. . .

############################################################*###############################*#######

##################################################

LIBERRTION': CHflLCO

Ç0SO70605040302010ft

CUMUL 'A OCHflLCO !70. 6

94.496.397. 198. O99.299.7

100. 0

20 40 60 80 100

####*############################################.#######*#*######################################*.

LIBERATION:-; BLENDE .

90SO70SO5040302010O

CUMUL'BLENDE

69.y y.94.95.96.97.98.99.180.100.

5440-?i"

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00

•-.' O 20 40i

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88i

100j

############################################

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LIBERRTIOH:•: GRLENE

90se70605040302010fi

CUMUL y. O * 20 40 60 80 188GRLENE ! ! ! ! ! !69. 8 ###########*###############*####### '73.9 ##########«#####3####################77.6 ##£####################################80. 4 ########3#########fc####S####4i#######S###84.7 #####################*#######£############90.495.3 #98.5 #######*###########**#############################.99.7100.0

Figure n" 6 : Degré de libération des espèces sulfuréesaprès broyage à dßo - 30 y.Tranche - 30 \i

- 15 -

Les résultats peuvent être aussi présentés de la façon suivante :en supposant que l'on s'intéresse seulement à la tranche inférieure à32 microns, il est possible de déterminer la teneur maximale d'un concentréCu, Pb ou Zn correspondant à une récupération fixée :

% libération

80 %

80 %

80 %

Concentré

Concentré

Concentré

CuZnPb

Récupération

86 %

88 %

74 %

Teneur maximaledu concentréfU

2753

69

,7 %

,7 %

,2 %

Ces calculs montrent bien les limites de teneur imposées par ledegré de libération ainsi que les contraintes qu'il impose au contrôle dubroyage. Un broyage plus poussé peut être nécessaire s'il permet une amélio-ration de ces teneurs mais il vaut mieux l'envisager a priori, sur un "pré-concentré" de flottation plutôt que sur l'alimentation flottation.

3.1 .2 - Broyage par broyeur à barres

Des essais de broyage en broyeur à barres ont été conduits paral-lèlement aux essais qui viennent d'être présentés.

Après broyage à un d80 de 32 microns, l'étude par analyseurd'image de la tranche - 32 microns montre que la libération des espècesvalorisables est moins bien réalisée après broyage par broyeur à barres (cf.figure 7) qu'après broyage par broyeur à boulets (cf. figure 6 ) . Ce résultatest logique dans la mesure où le broyage à barres réduit l'éventail granulo-métrique du produit broyé par rapport au broyage par boulets, d'où une pro-portion de fines moins grande et par conséquent un degré de libération moinsélevé.

(1) Ces teneurs sont calculées en considérant des espèces minérales pures.

XHHHTÍLLÜN 13 - ( BROYEUR ~1 BhRPES. D<32 MICRONS

LIBERRTION% PYRITE

908 870 .by59403020100

LIBERATIONy. CHñLCO

90807068-304030"2010O

CUMULPYRITE89. 395. 997.498. 0 •93.699. O100.0180. 0188. 8108. 0

CUMULCHRLCO67.475. 934.739.792.694. 695.597.999.7100. 8

- 16 -0 2 0 4 0 6 0 3 û 1 *.

1 i ; i i

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O 20 40 SO 80 13«.! ! ! ! ! !##########*########################################################################*#################*#########################################################

LIBERñTIOH•••.• BLENDE

9888786858483828100

LIBERñTIOHy. GflLENE

9030786858403828103

CUMUL :BLENDE.53.7

• 38.133.592.494.595. 897. 199.499.7100.8

CUMULGflLENE59.871. S78. 936.73'S. 839.593.797.598. 3180.0

0 20 48 60 SO 1001 ; | ¡ i i##########################*.. ' ;.' '.

############################################

y. O 28 48 60 88 100! ! ! • ! ! !############################## '.########•$########################### ,#######################################

############################################

Figure n° 7 : Degré de libération des espèces sulfuréesaprès broyage à dso = 30 u- Tranche - 30MBroyage par broyeur à barres.

- 17 -

3.1.3 - Dissolution au cours du broyage

La dissolution due au broyage a été mesurée par analyse de l'eaude la pulpe broyée. Cette pulpe est agitée dans un bêcher d'où l'on prélèveà des temps fixes 25 centimètes cubes.

Les résultats de cet essai sont les suivants.

TABLEAU I

Tempsd'agitation

1 minute

20 minutes

40 minutes

60 minutes

2h30'

4 heures

24 heures

Analyse eaurinçage

Analyse duproduit broyé

Cumg/1

0

0

0

<0

<

,10

,05

,025

,01n

H

ii

0,01 <

2,84

10" 3%

0,045

0,022

0,011

<0,004n

n

n

0,004

%

mg/1

0,45

0,20

0,08

0,12

0,15

0,17

0,15

<0,01

P b 3

0,20

0,09

0,036

0,054

0,067

0,076

0,067

<0,004

6,84 %

Znmg/1

1,17

1,05

0 ,50

0 ,22

0 ,32

0 ,50

0,55

< 0 , 0 1 <

7 ,62

10""3 %

0 , 5 2

0 , 4 7

0 , 2 2

0 ,10

0 , 1 4

0 , 2 2

0 ,25

0 ,004

%

mg/1

40 ,5

3 9 , 2

1,8

< 0,1

0,2

0,3

< 0 ,1

0,3

12

Fe1CP3 %

18,14

17,56

0,81

< 0,045

0,09

0,13

< 0,045

0,13

,45 %

MESURE DE DISSOLUTION DU MINERAI

APRES BROYAGE EN BROYEUR A BOULETS A D80 = 32y

Les ions solubles Cuivre, Plomb et Zinc sont en très faible quanti-té dans la pulpe broyée et leur influence sur la floatation sera négligeable ;par contre les ions fer en solution dont la teneur diminue au cours du tempsde 0,018 % à 0,045 10-3% pourront avoir une influence non négligeable sur laflottation. Ces ions fer peuvent provenir de l'oxydation de la pyrite et/oude l'usure du broyeur et des boulets au cours du broyage.

- 18 -

3.2 - ESSAIS DE FLOTTATION

3.2.1 - Conditions des essais. Réactifs utilisés. Définitions

Les essais de flottation ont été entrepris en cellule Denver de2,5 litres (ou 1,5 litre selon la quantité de pulpe à traiter) ce qui corres-pond à une concentration solide de pulpe de 25 à 35 % pour les flottationsde tête et de 8 à 15 % pour les flottations de relavage des concentrés.

Pour toutes les opérations, la vitesse de rotation du rotor a étéfixée à 1200 tours par minute, et le débit d'air à 3 mètres cubes par heure.

Les réactifs utilisés au cours de ces essais en laboratoire sontles suivants :

Collecteurs

Abréviationou formule

Am/lxanthate de potassium AXK

Ethylxanthate de potassium EXK

Moussant

Aerophine S 3418

Aerofroth 65 A65

Réactifs modifiants Hydrogenosulfite de sodium NaHS03(sulfite)

Sulfate de zinc

Sulfate de cuivre

Sulfure de sodium

Cyanure de sodium

Charbon actif(acticarbone 2S)

Chaux

Zn SO4 7H2 0

Cu S04 5H2 0

Na2 S 9H2 0

CNNa

C A . 2S

CaO

Provenance etcaractère

PCUK(industriel)

PCUK(industriel)Cyananid.(industriel)Cyanamid.(industriel )Pro!abo

(laboratoire)pur en solution

S 50 %Carlo Erba(laboratoire)Carlo Erba(laboratoire)Carlo Erba(laboratoire)

Prolabo(laboratoire)CECA S.A.

Dans les flowsheets, les consommations données de sulfates de Zincet de Cuivre et de sulfure de sodium sont celles des produits hydratés.

Les consommations de réactifs sont données en grammes par tonne detout-venant suivies entre crochets par le temps de conditionnement en minutes,

Les temps de flottation (tF) et de relavage (tR) sont aussi expri-més en minutes.

- 19 -

Les abréviations suivantes sont utilisées

FNFCMSADeg.Ep.Rel.

Flotté (mousses)Non flotté (fond de cellule)ConcentréMixteStérileAlimentationDégrossissageEpuisageRelavage

Pour les tableaux de résultats, les abréviations suivantes sontutilisées.

Rp : Rendement poidsCu, Pb, etc. : Teneurs cuivre, plomb etc.,% : Récupération du métal considéré.

3.2.2 - Essais de flottation naturelle

Un essai de flottation "naturelle" a été réalisé pour vérifierla flottabilité des différentes espèces minérales (cf. fig. 8, Tab. II).

FIGURE 8

Broyage d80 : 32y.

IDégrossissageConditionnement de lapulpe avec du fuelémulsionné 500 g/t [21] pH naturel 7.1.A65 10 g/t

tF : 71 NF

EpuisageFuel émulsionné 500 g/t [21]A65 10 g/t

I F tF : 71 I NFC Ep S Ep

SCHEMA DE FLOTTATION NATURELLE

- 20 -

TABLEAU II

C Pb Cu

M. Rel.

C. Ep.

S. Ep.

Rp

3,3

5,6

15,5

75,6

100,0

Cu

14,10

4,83

9,30

0,84

2,81

16,54

9,62

51,26

CM

22,58

100,00

Pb

21,50

14,15

16,65

3,67

6,85

10,35

11,55

37,64

40,46

100,00

in

enm

Zn

10,60

9,70

13,40

5,98

7,49

4,67

7,25

27,73

LT)

ro

60,35

100,00

Fe

16,40

12,90

14,05

11,55

12,17

4,5

5,8

17,9

4,7

100,0

RESULTATS DE LA FL0TTATI0N NATURELLE

Pour l'ensemble "C Deg + CEp", on récupère 77 % du Cuivre, 60 % duPlomb et 40 % du Zinc ; par contre, la récupération pyrite est faible.

Cet essai montre bien que le choix de la méthode semi-globale peutêtre positif dans la mesure où il n'y a qu'une coupure à réaliser en tête deflottation (soit Pb Cu/Zn) (cf. chap. 1) .

En effet, la flottabilitê naturelle des trois espèces valorisablesest suffisamment importante pour créer des difficultés quant à la sélectivité dela séparation ; cependant elle est insuffisante pour que cette propriété puisseêtre utilisée pour le traitement de ce minerai.

3.2.3 - Flottation d'un concentré semi-global Pb Cu et orientationgénérale de l'étuBê"

Les essais ont été très vite orientés vers la méthode "au sulfite"qui très généralement permet d'obtenir -à pH naturel- une bonne sélectivité vis-à-vis de la pyrite et de la blende surtout lorsque à l'action du sulfite estcombinée celle du sulfate de zinc.

Le choix des consommations de réactifs modifiants (sulfite etsulfate de Zinc) ainsi que celui de la nature et de de consommation du collecteuront été guidés essentiellement par le souci d'obtenir, dans le concentré semi-global, d'abord une élimination sélective de la blende, ensuite une améliorationde la récupération du plomb.

Les essais maintenant présentés, illustrent cette recherche ;dans les résultats fournis ci-après, seules les récupérations en métaux valo-risables sont données.

- 21 -

FIGURE 9

Broyage [dso = 32y]

Dégrossissage Na H SO3Zn S04AphA65

1 kg/t400 g/t50 g/t10 g/t

tp 7'30pH 6.6

RelavageA65 5 g/t

F tF H 1r pH 7.4 NF

[101][ 5'][ 31]

pH naturel 7.1

NF

Epuisage 1 Aph 30 g/t [31]A65 10 g/t

C Pb Cu M . Reí. Pb CutF 3"30

C Ep Pb Cu 1 pH 6.7

NF

Epuisage 2

Zn SO4 200 g/t [51 ]Aph 20 g/t [31 ]

C Ep Pb Cu 2

NF

S Ep Pb Cu

FLOWSHEET DE L'ESSAI 4

- 22 -

TABLEAU III

C Pb Cu

M Reí. Pb Cu

C Ep Pb Cu 1

C Ep Pb Cu 2

S Ep Pb Cu

Rp

11,5

7,5

8,8

6,9

65,3

100,0

% Cu

74,76

7,6

8,8

2,9

6,1

100,0

% Pb

32,5

18,7

25,4

8,5

14,9

100,0

% Zn

13,7

11,0

19,2

14,1

42,0

100,0

RESULTATS DE L'ESSAI 4

(cf. fig. 9)

réaliser ettion d'épui: . . . _. rr ,mation de collecteur étant augmentée à la flottation d'épuisage Í.

Par ailleurs il apparaît qu'il est intéressant de regrouper leconcentré Pb Cu de dégrossissage et le concentré Pb Cu d'épuisage puis de lesrelaver.

Ces modifications ont donc été apportées à l'essai suivant.

- 23 -

FIGURE 10

Broyage [dso : 32y]

Dégrossissage Na H SO3 1 kg/t 10'Zn S04 600 g/t 5'Aph 60 g/t 31A65 20 g/t

NF

(tF H'pH 6.4)

Epuisage FZn SO4 200 g/t 5' tF 5'Aph 40 g/t 31 pH 7A65 20 g/t

NF

S Ep Pb Cu

Relavage 1A65 50 g/t

tR 9'30pH 7.5 NF

M Rel 1 Pb Cu

Relavage 2

tR 8'30pH

8'30 j7.9

M Rel 2 Pb Cu

C Pb Cu


- 24 -

TABLEAU IV

C Pb Cu

M Reí. 2 Pb Cu

M Reí. 1 Pb Cu

S Ep Pb Cu

Rp

18,7

2,4

7,0

71,9

100,0

% Cu

86,1

2,0

3,9

8,0

100,0

% Pb

66,4

6,9

10,7

16,0

100,0

% Zn

31,6

5,4

12,0

51,0

100,0


(cf. flowsheet fig. 10)

Si les récupérations Cu et Pb dans le concentré Pb Cu deviennentsatisfaisantes, par contre, 1'entrainement de blende dans ce concentré restetrès important et les relavages sont assez peu efficaces.

Les analyses du Fer réalisées pour cet essai montrent que le pro-cédé est par contre sélectif vis à vis de la pyrite.

A partir de cet essai, plusieurs modifications ont été apportées auflowsheet, toujours dans le but d'améliorer la sélectivité Pb Cu Zn :

- augmentation de la consommation de sulfite au dégrossi -sage, diminution de la consommation de collecteur au dé-grossissage et à l'épuisage,

- introduction du sulfite au broyage : il n'a pas été ob-servé de changements significatifs des résultats,

- changements de la nature du collecteur dans lebut d'augmenter à la fois la sélectivité vis à visde la blende et la récupération du plomb ; plu-sieurs collecteurs ont été essayés à savoir VAéro-float 242 de la Cyanamid, l'EXK et TAXK et unmélange 1/2 AXK 1/2 Aph.

Très généralement, ces essais montrent que la récupération Plombest liée à la récupération zinc et qu'il est très difficile d'obtenir une bon-ne sélectivité de séparation Pb/Zn sans affecter la récupération Plomb dans leconcentré semi global.

Ce phénomène est bien évidemment lié au fait que les conditionsde la séparation ne sont pas optimales mais aussi à ce que la libération desespèces valorisables est mal réalisée, malgré le broyage à dso de 32 microns.

- 25 -

Pour cette raison, l'étude de la libération par analyseur d'ima-ges a été effectuée sur certains produits des flottations réalisées, puisun rebroyage du concentré PbCu (de dégrossissage et d'épuisage) a été intro-duit dans le flowsheet avant relavage.

Tous ces essais d'optimisation de la flottation d'un concentrésemi global ont été suivis par la séparation de ce concentré en un concentréplomb et un concentré cuivre.

A l'heure actuelle, les méthodes les plus utilisées pour réalisercette séparation sont les suivantes :

- flottation du Cuivre et dépression du Plomb aprèsdesorption du collecteur par l'utilisation de SO2

(gazeux) de sulfite, ou de bichromate ou bien parla méthode de la pulpe chaude (chauffage de la pul-pe à 65 degrés environ) (i)- flottation du plomb, dépression du cuivre parl'utilisation de cyanure de sodium et de sulfatede zinc ä pH basique (9.5/10.0)

Tous ces procédés ont été testés au moins une fois en laboratoi-re mais il est apparu que la méthode de la flottation du plomb et dépressiondu cuivre ne donnait pas de bons résultats ; la séparation n'étant pas sélec-tive, beaucoup de plomb se retrouve dans le concentré Cuivre.

En ce qui concerne la méthode de flottation du cuivre et dépres-sion du plomb, les essais se sont très vite orientés vers l'utilisation de sul-fite essentiellement pour des raisons pratiques : en effet, le sulfite estdéjà utilisé en tçte de flottation ; son utilisation ne pose aucun problème cequi n'est pas le cas du bichromate (pour des raisons d'environnement) ou dela méthode de la pulpe chaude (pour des raisons technologiques).

Par ailleurs, du charbon actif a été ajouté à la pulpe en mêmetemps que le sulfite pour piéger à la fois le collecteur désorbé des surfa-ces de la galène et le moussant en excès : en effet, les mousses de cette flot-tation de séparation très abondantes et très stables entraînent une fortequantité de galène avec la chalcopyrite.

3 .2 .4 - Caractêrisation de la flottation du concentre semi globalet de la séparation Plomb Cuivre

3241 - Influence de la mixité minéralogique sur les ré-sultats de la flottation

32411 - Influence de la mixité sur les flottationsde tête (ébauchage)

Les produits d'une flottation de dégrossissage et d'épuisage Pb Cuon été soumis à l'analyseur d'images pour pouvoir étudier leur mixité.

Cette flottation a été réalisée selon le schéma suivant :(fig. 9) ; les résultats sont donnés sur le tableau V.

(1) Ces réactifs cités peuvent être utilisés de façon combinée entre eux ou bienavec le chauffage de la pulpe.

- 26 -

FIGURE 9

Broyage dg0 : 32 y

Dégrossissage

NaHS03 1,56 kg/t [10']

Zn S04 1 200 g/t [ 51]

Aph 35 g/t [ 31]F

A65 30 g/t • C. Deg Pb Cu

tF 8'30 (n° 131)

pH 6.7

NF

Epuisage

Zn S04 300 g/t [ 51]

Aph 25 g/t [ 3']F

A65 20 g/t • C. Ep Pb Cu

tF 6'30 (n° 132)

pH 6.9

• NF

S Ep Pb Cu

(n° 130)


- 27 -

TABLEAU V

131

132

130

Deg.PbCu

Ep Pb Cu

Stérile

Rp

13,

13,

72,

8

7

5

Cu

12,

5,

0,

70

70

25

64

28

6

%

,5

,8

,7

Pb

13,

22,

2,

90

10

63

30

44

27

%

,0

,2

,8

8

14

6

Zn

,10

,80

,25

14

26

59

%

,6

,4

,0

Fe

17,

13,

11,

60

20

5

%

19

14

66

,3

,3

,4


L'étude de mixité réalisée sur chacun des produits de la flotta-tion montre qu'au dégrossissage Pb Cu (cf. Fig. 10),on entraihe les espèceslibérées en priorité et quelques mixtes minéralogiques, alors qu'à Vëpuisa-ge Pb Cu (cf. Fig. 11), la quantité de mixtes minéralogiques entrainés estplus importante : ce phénomène est particulièrement net pour la chalcopyritequi est libérée à 90 % dans le concentré de dégrossissage et seulement à65 % dans le concentré d'épuisage.

Pour la galène, ce phénomène persiste mais est moins marqué ;cependant au dégrossissage, on entraine plus de mixtes galène-chalco que demixtes galène-blende alors qu'à l'épuisage, on entraine plus de mixtes galène-blende que de mixtes galène-chalcopyrite.

On retrouve à ce niveau les constatations faites précédemmentsur l'ordre de flottabilité naturelle (cf. paragraphe 322) à savoir Cuivre,Plomb et zinc.

En ce qui concerne la blende, on peut faire les mêmes remarques,ce qui est parfaitement logique. Cependant, 1'entrainement de blende libérée,reste important dans les deux flottations.

Pour le stérile d'épuisage Plomb Cuivre (cf. fig. 12) la galène(qui représente une très importante perte Plomb de 27,8 % par rapport au tout-venant) n'est libérée qu'à 39 % et constituée essentiellement des mixtes miné-ralogiques avec la pyrite (18 %) et la blende (43 % ) .

Quant à la blende, elle est libérée à 65 % (valeur nettement supé-rieure à celle des concentrés de dégrossissage et d'épuisage).

Dès à présent, il apparait que le broyage est insuffisant : ceciest particulièrement gênant pour la galène dont la perte dans le stérile d'ëpui-sage Pb Cu représente 27,8 % du tout-venant ;en supposant que l'on puisse flotterla galène libérée dans ce stérile (soit 39 %) [sans flotter la galène sous for-me de mixtes] la perte Plomb dans le stérile ne serait plus que de 27,8 % x 0,61soit 16,9 %.

Un broyage plus poussé du tout-venant perd son intérêt vis-à-visd'un rebroyage des concentrés semi-globaux surtout si T o n "pousse" la flottationde la galène quitte à entrainer des mixtes galène-blende.

* ECHHNTILLÜH 131

LIBERflTIONy. CHflLCÜ

9 G8670505648302010Ö

- 28 -

CUMUL y. 0CHflLCO !

89.796.393.296.497.499.099.399.8

100.0100.0

20i

60 .i

100i

CHflLCO LIBEREE 90 'A IflSSOCIEE fl PYRITE 0 'AfiSSOCIEE fi BLENDE 7 '/.flSSOCIEE fi GflLENE 3 'A

LIBERflTIONy. BLENDE

90807050.50403020100

CUMUL y.BLENDE60.169.871.178.584,91,95.999.2100.0100.0

,7,6

0 20 40 60 86 100! ! ! ! ! !

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BLENDE LIBEREE 52 'AflSSOCIEE fi PYRITE 0 y.flSSOCIEE fi CHfiLCO 34 'AfiSSOCIEE fi GflLENE 15 'A

LIBERflTION'A GflLENE

9080 •706050403020100

CUMUL 'AGflLENE72.674.577.081.884.188. 991.394. 3

100. 0100.0

0 20 40 60 80 100! ! ! ! ! !####»##################################################################################################################################*###########################################################

#################*############################

GflLENE LIBEREEflSSOCIEE ñ PYRITEfiSSOCIEE fi CHflLCOfiSSOCIEE fi BLENDE

73 y.0 'A

is y.12 y.

Figure n" 10 Analyse de mixité du concentré dedégrossissage PbCu de 1 'essai 19.

* ECHñHTILLOH 132- 29 -

CONCENTRE D'EPUISAGE PbCu.

LIBERATION'A CHRLCü

90S37060504©3026100

CUMUL :•:CHflLCO66. 169.5SO. 7S4.988.89Ö.293.097.299.3100.0

fl 20 40 66 S0 100I ! ! ! ' . !##ft##########S#######fc#####################################################################################*##ft####tHt####M##########*t####################################################*#######..

##################################################

CHflLCO LIBEREE 65 'AflSSOCIEE fl PYRITE 1 'AflSSOCIEE ñ BLENDE 23 'AflSSOCIEE fl GfiLENE 11 5í

LIBERATION'A BLENDE

90807060 •5040302010

CUMUL 'ABLENDE62. 170.176.8.82.392.994.997.99S.5100.0100. 0

0 -20 40 60 SS 100! ! ! ! ! !############################### '########################################################S####fc##############################*###################################################################

BLENDE LIBEREE 48 "iflSSOCIEE fl PYRITE 0 ÜflSSOCIEE fl CHflLCO 22 'AflSSOCIEE fl GfiLENE 30 'A

LIBERATION•A GflLENE

9 0 •88706©5040302010

CUMUL 'A 0GflLENE !67.667.677.179818590.497.599.5100.0

317

20 40 60 30 100

#############################*####

*########################################**####**###################################################

GflLENE LIBEREEflSSOCIEE fl PYRITEflSSOCIEE fl CHflLCOflSSOCIEE fl BLENDE

66 y.i y.

10 y.22 y.

Figure n° 11 : Analyse de mixité du concentré d'EpuisagePbCu de l'essai 19.

* ECHflNTILLON 13Ö - 30 -STERILE

LIBERñTIÜHy. BLENDE

98se7Q6050493020100

CUMULBLENDE86. 693.496.399.199.799.799. S

100.0100.0100.0

40 60i

30i

100

##£######

################## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

BLENDE LIBEREEflSSOCIEE fl PYRITEflSSOCIEE fi CHflLCOflSSOCIEE fl GflLENE

65 y.le y.6 y.

24 y.

LIBERflTIONy. GflLENE

908870605040302010

e

CUMULGflLENE39.143.946.249.65.4.266.472.4S5.397.1100.0

0 20 40 60 30 100! ! ! ! j ;

# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # . . . . • .

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# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

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#S###################3########*############################# ;# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

GflLENE LIBEREE 39 y.flSSOCIEE fl PYRITE 18 %flSSOCIEE fl CHflLCO 1 '/.flSSOCIEE fi BLENDE 43 'A

Figure n" 12 Analyse de mixité du stérile d'épuisagePbCu de 1 'essai 19.

- 31 -

32412 - Influence de la mixité sur la séparationPlomb Cuivre

Les produits de deux flottations menées jusqu'à la productiond'un concentré Plomb et d'un concentré Cuivre ont été soumis à l'analyseurd'images.

Les résultats de la première de ces flottations (cf. fig. 13)sont donnés sur le tableau VI ; pour la séparation Pb Cu, la méthode au sul-fite et charbon actif a été utilisée ;[nous reviendrons sur ce procédé dans leparagraphe 3243].

Cet essai confirme bien la mauvaise flottabilité du Plomb : laperte Plomb dans le stérile d'épuisage Pb Cu représente 28,7 % et dans le mixtePb Cu 23,6 %.

D'autre part, la séparation Pb Cu et le relavage du Cuivre sont trèsefficaces : le Cuivre ayant une excellente flottabilité, la teneur et la récupé-ration du Cuivre dans son concentré relavé sont satisfaisantes. Cependant, lesteneurs en Zinc restent élevées dans le concentré Cuivre et dans le concentréPlomb.

Une analyse de mixité réalisée sur chacun de ces concentrés tamisésà 15 y (l)(cf. fig. 14) confirme que l'on a tendance à ne flotter que les espèceslibérées. En effet, on peut comparer la quantité de l'espèce valorisable libéréeà 90 % dans ces concentrés et dans le tout-venant (tranche inférieure à 32 y[cf. fig. 6]) :

Cu

Pb

Concentré

76,9 % de chalcopyritelibérés à 90 %

75,1 % de galènelibérés à 90 %

Tranche - 32 y(tout-venant)

70,6 % de chalcopyritelibérés à 90 %

69,8 % de galènelibérés à 90 %

Les différences restent nettes bien que l'on considère pour lesconcentrés les fractions supérieures ä 15 microns, et pour le tout-venant, latranche inférieure à 32 microns ; ce qui ne peut qu'atténuer ces différences.

Cependant, dans le concentré Cuivre, il y a davantage de mixtesgalène-chalco que de mixtes galène-blende alors que l'on observe l'inverse dansle concentré Plomb. Ces constations sont insuffisantes pour pousser plus lointoute conclusion de ces analyses.

"pessimise"(1) Le fait d'analyser seulement la tranche + 15 y des concentrésles résultats : en effet3 la quantité de mixtes minéralogiques observés estsupérieure à celle de l'ensemble du concentré.

broyage [dg0 : 32 y]

- 32 -

FIGURE 13

Dégrossissage

NaH S03 1,56 kg/t [10']

Zn S04 700 g/t [ 51]

Aph 35 g/t [ 31]

A65 30 g/t

NF

Epuisage

Zn S04

Aph

A65

300 g/t

25 g/t

20 g/t

NF

SEp Pb Cu(n° 74)

tF 9'pH 6,7

t 5']

[ 3']

tp 111 pH 7,3

Relavage (tR 7' pH 7,2)

NF

Mixte Pb Cu

(n° 75)

Sep. Pb Cu

Charbon actif 100 g/t

Na2S 100 g/t [ 51]

NaH S03 2,5 kg/t[20']

F tF5' pH 7,5 NF

Concentré Pb(n° 76)

Relavage Cu

Charbon actif : 50 g/t

NaH S03 1 kg/t [101]

F tD3' pH 7,3 NF

Concentré Cu(n° 77)

Mixte Cu(n° 78)


CO

ro

77 Concentré Cu (F)

78 Mixte Cu

76 Concentré Pb (NF)

75 Mixte Pb Cu

74 Stérile

P %

«CTl

8,0

1,7

5,5

10,2

74,6

100,0

Cu

oft

•—I

CM

24,70

4,15

3,94

2,27

0,27

2,70

*

£(73,29

ß( 2,62

. 8,04

8,58

7,47

100,00

Pb

St10,95

-(42,00

28,30

15,25

2,54

6,59

2(13,283 i"(10,82

23,60

23,58

28,72

100,00

Zn

£( 6.9000 i

(18,60

17,10

11,50

6,02

7,44

S (7,42! ; !- ( 3,84

12,64

15,76

60,34

100,00

Fe

23,47

8,27

10,79

11,56

11,61

12,45

15,08

1,13

4,75

9,47

69,57

100,00

TABLEAU I/I : RESULTATS VE L'ESSAI S [Ug. 13]

- 34 -

* ECHRNTILLÜN 77 - < CONCENTRE CU

LIBERflTIOH'/. CHfiLCO

908Q706050403020100

CUMULCHHLCO76.984.937. 193.795.397.599.199.49'9.9100.0

0 20 40 60 ññ ifio! ! ! ! ! "i

# # # # M > • ; • • •

CHfiLCO LIBEREE 73 V.fiSSOCIEE ñ PYRITE 0 '4flSSOCIEE fl BLENDE 11 \fiSSOCIEE ñ GflLENE 17 '/.

* ECHfiNTILLÜN 76 - < CONCENTRE PB

LIBERfiTION CUMUL '/.'•: GfiLENE GfiLENE

90 75.180766050403020100

GfiLENE LIfiSSOCIEEflSSOCIEEfiSSOCIEE

78.880.284. 487.389.792.595.697.8100.0

BEREEfi PYRITEfl CHflLCOH BLENDE

0i

##########################################

72 y.4 y.e y.is y.

201

########

########

################

40i

##########

##########

##########

601

##########44

30i

^###ft

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1001

' Tf TT • • m •

n" 14 knaly&t de ¿a. rtûxitt dej> conc.zn&ie.¿Cl oX Plomb de l'z&icuL S

U tcLbiiau l/î)

- 35 -

Une autre étude de mixité a été réalisée sur les produits d'uneautre flottation dont le schéma est proche du précédent, la nature ducollecteur ayant été modifiée, et l'ensemble sulfite/sulfate de Zinc ayantété ajouté au niveau du broyage (cf. fig. 15).

Une analyse de mixité des fractions supérieures à 15 microns desconcentrés Cuivre et Plomb (cf. fig. 16 et 17) et du mixte Pb Cu (cf. fig. 18)a été entreprise :

- pour le concentré Cuivre (cf. fig. 16) , on constate que le degréde libération de la chalcopyrite est légèrement supérieur à celui du concentréCuivre de l'essai précédent (cf. fig. 14) et qu'il y a plus de mixtes blende-chalco que de mixtes galêne-chalco.

Ces observations peuvent être reliées à la moins bonne récupérationCuivre dans le concentré qui se traduit par le fait que l'on a tendance à mieuxflotter les espèces libérés (en partie à cause des moindres durées de flottationau dégrossissage et à l'épuisage).

Quant à la blende entrainée dans le concentré Cuivre, elle n'estlibérée qu'à 29 % ; 66 % étant sous forme de mixtes minéralogiques chalcopyrite-blende.

Malgré le fait que ces résultats sont "pessimisés" (seule la tranche+ 15 y est analysée), l'importance des mixtes blende-chalcopyrite est particuliè-rement gênante car il devient difficile d'abaisser la teneur zinc du concentréCuivre par des relavages sans diminuer la récupération Cuivre.

- pour le concentré Plomb (cf. fig. 17), les résultats concernent lalibération de la galène sont pratiquement identiques à ceux de l'essai précédent(cf. fig. 14).

La blende entraînée dans le concentré plomb n'est libérée qu'à 49 % ;27 % sont sous forme de mixte avec la chalcopyrite et 23 % seulement sous forme demixte avec la galène.

Quant à la chalcopyrite entraînée dans le concentre plomb, elle estlibérée à 50 % ; 37 % sont sous forme de mixte avec la blende et 10 % sous formede mixte avec la galène.

Mis à part le fait que les conditions de la flottation ne se sont pasoptimisées, l'importance des mixtes chaicopyrite-blende sur la qualité des résultatsest, ici encore très nette.

- pour le mixte Pb Cu (cf. fig. 18), l'analyse de mixité montre net-tement l'importance des mixtes blende-galène ; cependant, il n'est pas possibled'attribuer à cette seule mixité la mauvaise flottabilité du plomb puisque dansmixte 66 % de la galène sont libérés.

- 36 -

FIGURE 15

Broyage [dg0 : 32 y] + NaH S03 1,56 kg/t + Zn S04 700 g/t.

Dégrossissage

EXK 35 g/t [31]

A65 30 g/ttF 7' pH 6,5

NF

Epuisage

Zn S04

EXK

A65

300 g/t [5']

25 g/t [3']

30 g/t

tp 9'30 pH 6,9

NF

S. Ep. Pb Cu(n°87)

Relavage tR 4'30

pH 7,1

NF

Mixte Pb Cu[n0 88)

Séparation Pb CuCharbon actif 200 g/tNaH S0 3 2,5 kg/t [20']

t 5 'pH 7,0

NF

Conc. Cu

(n° 90)

. Pb

(n° 89)


1

CO

1

90 Concentré Cu (F)

89 Concentré Pb (NF)

88 Mixte Pb Cu

87 Stérile

P %

COCM

6,5 '

10,2

12,1

71,2

100,0

Cu

00

24,60

4,30

2,94

0,48

2,73

o í 58,46

^ (16,04

13,01

12,49

100,00

Pb

COI—1

A

I—1

8,90

25,50

12,10

2,90

6,70

*

en ( 8,62C O \ '

•> <

-* (38,7721,83

30,78

100,00

Zn

s'oI—1

6,90

11,35

10,56

6,52

7,52

*

-*i 5,96« • /

3(15,38

16,96

61,70

100,00

Fe

24,10

19,30

13,70

10,10

12,38

» .

12,65

15,90

13,38

58,07

100,00

TABLEAU l/II : RESULTATS VE L'ESSAI 11 [Flg. 75]

* , ECHflNTILLON 90 - < CONCENTRE CU >""[

- 38 -

LIBERATION CUMUL V. O 20 -S 68 80 166V. CHRLCO CHflLCO ! ! ! ! ! !

90 77.6 #######################################80 83.0 ##########################################70 90.1 #############################################60 ' 94.3 ###############################################...50 95.3 ^#####4t##^####4i=##########################i*#####5t..40 96.7 ################################################..30 98.4 #################################*###############.20 98.9 #################################################.10 99.9 ###################.###############################

0 100.0 .#################################################*

CHñLCO LIBEREE 76 %RSSOCIEE fl PYRITE 0 V.fiSSOCIEE fl BLENDE 13 XfiSSOCIEE ñ GfiLENE 11 ':

LIBERflTIONy. BLENDE

908070605040302010O

CUMUL V.BLENDE40.152.756. 763.974.182.085.191.999.9100.0

O 20 40 60 Rfl • 1*6! ! ! ! "i "i##########################tf#######################################################################*###########################*#####################################*####*#########################################################################ft#######tt#######tt######S#####tt

BLENDE LIBEREE 29 '<fiSSOCIEE fi PYRITE 0 V.fiSSOCIEE fi CHflLCO 66 'AfiSSOCIEE fi GfiLENE 5 ' :

Figure n" 16 Analyse de mixité du concentréCuivre (+ 15 \i) de l'essai 11(cf. fig. 15 et tableau VII)

ECHANTILLON CONCENTRE PB nLIBERFiTION

'-•: GñLEHE

se70605040302010

0

CUMUL ;GfiLENE

70I O

79SIS3.1St. S93.597.098. 7

0

- 39 -20 40 60 P.iH

########################################tt##########################################. ...###########################################

100.0 ##################################################

GflLENE LIBEREE .71 SiRSSOCIEE FI PYRITE 4 'AflSSOCIEE fl CHfiLCO 7 'AfiSSOCIEE fi BLENDE 18 X

LIBERflTION

:•: BLENDE90SB706050403020106

62.067.570.981.5y7.291.8

##*#*##############**###*##*##############*######.

###################«##############################

##****######**##**#*#«##*#*##########«####*##«##«#

BLENDE LIBEREE 49 *flSSOCIEE fi PYRITE 1 '/.flSSOCIEE fi CHfiLCO 27 'AflSSOCIEE- fl GflLENE 23 'A

LIBERflTION-'A CHfiLCO

90867060

•5040302010 .0

50.256.867.475.581.187.792.3y7.09a.3

f################################## ; ; ; ; ; ; ; ; • * ;

######################4t###############

#########################################

CHflLCO LIBEREEflSSOCIEE fi PYRITEflSSOCIEE H BLENDEflSSOCIEE fi GflLENE

50 'A2 '•:

37- y.le y.Figure n° 17 : Analyse de mixité du concentré

Plomb (+ 15 v) de l'essai 11

(cf. fig. 15 et tableau VII)

Is ECHflHTILLON S3 - < MIXTE PE-CU >

- 40 -

LIBERfiTIONy. GflLENE '

90307060504030£010

0

CUMULGflLENE

66.9'63.972 .476.577.684. 391.693.798.7

100.0

y. 0 20 40 60 30 100

#################################################################################

GflLENE LIBEREERSSOCIEEflSSOCIEEflSSOCIEE

flRfl

PYRITECHflLCOBLENDE

6633

27

y.',y.y.

LIBERflTION CUMUL V, 0•/. BLENDE

908070.605040302010 •.0

BLENDE75.234. 0

• 9 2 . 195.496.697.699.499.9100.0100.0

20 40 60 80 100i ! ! ' ! ! !#######*##############################. '. "##########################################

####*###*########*«##*##########################..

####################«########################################*##################*######################*####*###########################*###*#########

BLENDE LIBEREE 64 V.flSSOCIEE fl PYRITE 18 \flSSOCIEE fi CHflLCO 6 5£flSSOCIEE fl GflLENE 20 Ü

Figure n° 18 Analyse de mixité du mixte Plomb Cuivre(+ 15 v) de l'essai 11 (cf.figure 15 et

tableau VII)

- 41 -

En résumant et regroupant les différentes observations qui viennentd'être réalisées, on obtient le schéma suivant de répartition des espèces miné-ralogiques au cours de la flottation (les espèces minéralogiques sont citées parordre d'importance).

Broyage

Flottation de dégrossissagePb Cu

NF

Flottation d'épuisaqePb Cu

MF

C. Peg. Pb Cu

Chalcopyrite libreGalèneBlendeMixtesMixtesMi xtes

C. Ep.

GalèneChaicoBlendeMixtesMixtesMi xtes

librelibre - Pyrite libreblende-chalcogalène-chalcogalène-blende

Pb Culibrelibrelibre - Pyrite libreblende-chalcogalêne-chalcogalène-blende

Stérile épuisage Pb CuBlende libreMixtes galène blendeGalène libre

Concentré Cuivre

Relavage

Mixte

Galène libreBlende libre -Mixtes blende-

pyrite libregalène

Concentré Plomb

Chalco libreMixte Blende-chalcoMixte Galène-chalcoBlende libre

Galène libreBlende libreMixte blendeChalco libreMixte blende

- Pyrite libre- galène

- chalco

- 42 -

On note alors qu'à condition d'optimiser la flottation du plomb(pour réduire la perte Plomb dans le stérile d'épuisage Pb Cu), le rebroyagedes concentrés de dégrossissage et d'épuisage Pb Cu devrait être suffisantpour améliorer la sélectivité de la séparation. D'autre part, son intérêtdu point de vue économique vis à vis du broyage plus poussé du tout-venantest évident (en effet, il n'y aura qu'à rebroyer 30 % environ du tout-venant).

Ces essais avec rebroyage seront présentés au paragraphe 325.

3242 - Influence de la nature du collecteur et des paramètresde 1'ëbauchage

Le flowsheet de l'essai 11 (cf. fig. 15) est repris en utilisantcomme collecteur l'Aérophine S 3418 (essai 7) et l'Aérofloat 242 (essai 10).Les résultats de ces essais sont donnés au tableau VIII.

Par ailleurs, la quantité de charbon actif utilisée pour la sépara-tion Pb Cu est de 100 g/t au lieu de 200 g/t.

En comparant les résultats du tableau VII à ceux du tableau VIII,on constate que,en ce qui concerne les récupérations Cu, Pb et Zn dans lesconcentrés Cu + Pb, l'Aérophine et l'EXK conduisent à des résultats très voi-sins, l'Aérofloat 242 est beaucoup moins efficace : la perte Pb + Cu dans lemixte de relavage étant beaucoup plus élevée (dans une plus grande proportionque celle concernant la perte zinc).

La perte Plomb dans le stérile d'épuisage reste voisine de 28-30 %.

Un autre essai (essai 29) a été entrepris selon le flowsheet del'essai 11 (cf. fig. 15) en utilisant comme collecteur Vamylxanthate de potas-sium (AXK).

La consommation d'AXK est portée au dégrossissage à 40 g/t et àVépuisage à 30 g/t ; pour la séparation plomb Cuivre, la consommation de char-bon actif est de 250 g/t, celle de sulfite de 1 kg/t.

Les résultats sont donnés sur le tableau IX.

Essai 10Collecteur Aeroflo P % Cu Pb Zn Fe

86 Concentré Cu

85 Concentré Pb(NF)

84 Mixte Pb Cu

83 Stérile

7,1

3,8

15,0

74,1

25,9

20,35

4,62

5,25

0,39

9,30

53,57)160,08

6,51*

29,20

10,72

17,60

26,00

16,80

2,70

18,37

18,49

14,62

37,29

29,60

33,118,06

14.75

11,05

6,45

10,77

7,56)U4,96

7,40*

21,90

63,14

20,30

12,60

13,90

11,40

11,57

3,85

16,74

67,84

100,00 2,69 100,00 6,75 100,00 • 7,57 100,00 12,45 100,00

CO

I

Essai 7Collecteur:Aérophi-

73 Concentré Cu(F)

72 Concentré Pb(NF)

71 Mixte 1 Pb Cu

70 Stérile

P %

10,5

5,5

11,6

27,6

72,4

100,00

Cu

18,70

3,50

2,27

8,77

0,36

2,68

73,27)(80,45

7,18)

9,83

9,72

100,00

Pb

20,90

18,45

13,50

17,3(

2,60

6,65

%

32,96)J48,2O

15,24*

23,52

28,28

100,00

Zn

9,00

16,85

11,55

11,64

6,09

7,62

%

12,40)S 24,56

12,16*

17,58

57,86

100,00

Fe

19,18

15,53

13,63

16, i;

10,98

12,39

%

16,24

6,89

12,75

64,12

100,00

TABLEAU i/III : RESULTATS VES ESSAIS ? ET 10 REALISES RESPECTIVEMENT AVECL'AEROPMNE S 341S ET L'AEROFLOAT 242 SELON LE FLOWSHEET

FIG. 15.

1

•3-

1

Concentré Cu

Concentré Pb

Mixte Pb Cu

Stérile

RP %

10,03

8,6

. 14,4

66,7

100,0

Cu

19,38

1,56

2,53

0,24

2,65

*

75,31,o

5 . O ) 0 0

13,7

6,0

100,0

Pb

12,41

27,92

12,50

1,85

6,62

*

19,3)CM

34,9T

27,2

18,6

100,0

Zn

11,14

11,04

10,80

5,75

7,49

%

15.4 lo>co

12,6)

20,8

51,2

100,0

Fe

22,13

20,41

16,20

9,09

12,43

*

18,3

14,1

18,8

48,8

100,0

TABLEAU IX : RESULTATS VE L'ESSAI 29 REALISES SELOWLE FLOWSHEET VE LA FIG. 15 - COLLECTEURAAWLXANTHATE VE POTASSIUM

- 45 -

On note que la perte plomb dans le stérile n'est que de 18,6 % ;par contre, la récupération de zinc dans les concentrés Pb + Cu est de 28 %.

A partir de ces différents essais, l'Aérofloat 242 a été abandon-né, l'intérêt étant porté à 1'AXK pour son efficaté et à VAérophine poursa sélectivité vis à vis du zinc et à la pyrite (assez peu marquée cependantmais suffisante pour espérer une amélioration des résultats) ; pour cesraisons, le collecteur qui a été choisi pour la dernière tranche d'essais deflottation en laboratoire est un mélange 1 : 1 d'AXK et d'Aérophine (1).

Par ailleurs, le conditionnement à 1'ébauchage a été modifié dela façon suivante : le sulfite a été ajouté en deux étapes (avant dégrossissa-ge Pb Cu et avant épuisage Pb Cu) au lieu d'une seule étape comme précédemment ;de plus»sulfite et sulfate de zinc ont été ajoutés ensemble.

Cette modification a été réalisée dans le but de diminuer l'entraî-nement de zinc à 1'épuisage Pb Cu, c'est-à-dire d'augmenter la récupération dezinc dans le stérile d'épuisage Pb Cu (cf. fig. 19).

Cette modification permet d'augmenter la récupération de zinc et depyrite dans le stérile d'épuisaae Pb Cu, mais aussi de Plomb (dont la perte pas-se de 18,6 % à 22 %).

REMARQUE :

Dans un premier temps, cette augmentation de la perte plomb n'apas été considérée comme une pénalisation en regard de l'augmentation de la ré-cupération de zinc. Cependant et sans trop anticiper sur les résultats ulté-rieurs, il faut noter que cette modification des conditions de 1'ébauchage nesemble apporter aucun changement positif des bilans finaux de la flottation etmême peut agir comme un paramètre pénalisant de ces bilans (plus particulière-ment lors du relavage des concentrés de dégrossissage et d'épuisage Pb Cu visà vis du plomb).

(1) Ce type de mélange est utilisé fréquemment industriellement.

- 45 -

FIGURE 19

ESSAI 29 : ESSAI 30 :

Broyage [d80 :

Dégrossissage

NaH

Zn

AXK

A65

S03

so4

NF

Epuisage

ZnAXKA65

1 r

so4

NFlit

Stérile d1

Rp

Cu

Pb

Zn

Fe

: 66,7

: 0,24

: 1,85

: 5,75

: 9,09

1,56

700

40

401

t

300

30

20i

tF

32 y]

kg/t

g/t

g/t

g/t

9' pH

g/t

g/t

g/t

9' DH

[10 ']

[

[

rr

[

[

r1

•

Epuisage Pb

- 6,

- 18

- 51

- 48

0

,6

,2

,8

51]

3']

• C" T\r\r\ DKPit

• L UGy* »DUU

6,6

51]

3']

: C Ep. PbCu

J 3

Cu

Broyage[d80 : 32 y]

Dégrossissage

NaH S03

Zn S0 4

AXKA65

NF1

Epuisage

NaH S0 3

Zn S0 4

AXKA65

NF

Stérile d

Rp : 67,9

Cu : 0,25

Pb : 2,14

Zn : 6,35

Fe : 9,65

1

700

40

40

tf

500

300

40•3f)OU

kg/t

g/t

g/t

g/t

9' pH

g/t

g/t

g/t

g/t

9' pH

'Epuisage

-

-

-

6,3

22,0

57,1

52,7

[10']

[ 3']

r . r- flan Dhr : L ueg. rD

6,7

F • C ED PbCu

7,0

Pb Cu

COMPARAISON DES STERILES D1EPUISAGEPb Cu EN FONCTION DES CONDITIONS DE

L'EBAUCHAGE

- 47 -

3243 - Essais de séparation du concentré semi-global Pb Cu

Les différents procédés de séparation et leur "philosophie" ont étéprésentés dans le paragraphe 323 concernant la présentation de l'orientationgénérale de l'étude ; les essais de séparation les plus significatifs sont main-tenant présentés.

32431 - Procédé de dépression du cuivre et flotta-tion du plomb

Ce procédé consiste en une dépression du cuivre à pH basique (10/10,5)par l'action combinée du cyanure de sodium et du sulfate de zinc.

Il a été aplliqué à l'essai 9 dont le flowsheet est présenté fig. 20et les résultats sur le tableau X.

La récupération Cuivre dans le concentré Plomb (soit 76,5 %) démontreparfaitement la tendance de la chalcopyrite à la flottation : ce point qui avaitété déjà noté à l'occasion des essais de flottation naturelle (cf. paragraphe322) est ici amplement confirmé.

C'est pour cette raison que cette méthode où la chalcopyrite doit êtredéprimée a été abandonnée.

L'intérêt de l'utilisation du charbon actif sera développé dans leparagraphe suivant.

32432 - Procédé de dépression du plomb (par le sul-fite) et flottation du Cuivre.

Ce procédé consiste en une dépression du plomb par l'action de 1'hydro-génosulfite de sodium (ou du bichromate non utilisé ici pour des raisons de pro-tection de l'environnement).Il a été appliqué à l'essai 8 dont le flowsheet etles résultats ont déjà été présentés au paragraphe 32412 (fig. 13 et tableau VI) .

Il est à noter que cet essai a été réalisé dans les mêmes conditionsque l'essai précédent (essai 9. fig. 20 et tableau X) hormis bien sûr le procé-dé de séparation.

On constate que la récupération Cuivre dans le concentré Cuivre estexcellente, mais que par rapport au procédé précédent, la séparation Plomb entreconcentré Cu et concentré Plomb est nettement moins sélective.

C'est à la suite d'un tel résultat déjà observé dans des essaisd'orientation précédents que le sulfure de Sodium (Na~S) et le charbon actif(CA 2S) avaient été ajoutés au conditionnement du concentré semi-global avecle sulfite :

- en effet, 1'hydrogénosulfite est censé désorber sélectivementles réactifs collecteurs adsorbes à la surface de la galène et c'est pour enaccentuer l'efficacité que le sulfure de Sodium a été ajouté ; le Na0S a ladouble propriété d'être un déprimant des minéraux sulfurés lorsque it est en"excès" (par désorption des collecteurs) et un activant des minéraux sulfurésoxydés , par sulfuration de leurs surfaces.

C'est pour la première de ses propriétés qu'il est utilisé ici ;en fait, on verra par la suite que l'avantage de son utilisation peut êtrecorrëlé à la deuxième de ses propriétés (rôle sulfurant).

Broyage dg0 : 32 y

Dégrossissage

NaH S03

Zn S04

Aph

A65

1,56 kg/t [101]

700 g/t [ 51]

35 g/t [ 3']

30 g/t

Epuisage

Zn S04

Aph

A65

300 g/t [ 5']

25 g/t [ 3']

20 g/t

Stérile d'épuisage Pb Cu(n° 79)

- 48 -FIGURE 20

pH 6,7

t F9'

pH 7,1

Relavaae

i

F

i

CaO 260

Charbon

CN Na

Zn S0¿ï

g/t

acti

100

200

(t"^\NF

: pH

f

g/t

g/t

R6

-^

10

100

it

', pH 7

Mi xte(n°

,5

g/t

.3)

Pb Cu80)

Conc.(n° 82)

Pb

NF1

Conc. Cu81)


81 Concentré Cu (NF)

82 Concentré Pb (F)

80 Mixte Pb Cu

79 Stérile

P%

5,8

14,1

8,5

71,6

100,0

Cu

5,95

15,40

1,33

0,29

2,83

*

12,17

76,53

3,98

7,32

100,00

Pb

11,85

24,30

12,40

2,16

6,78

*

10,13

51,54

15,54

22,79

100,00

Zn

16,25

10,75

12,55

' 5,68

7,59

*

12,41

19,97

14,05

53,57

100,00

Fe

20,10

17,50

13,10

10,50

12,26

*

9,50

20,12

9,08

61,30

100 ,00

TABLEAU X •; RESULTATS VE L'ESSAI 9 (c¿. FLOWSHEET FIG. 20)

- 50 -

- le charbon actif est utilisé pour deux raisons :

. la première est sa propriété de piéger le collecteurdésorbé des surfaces de la galène et d'éviter ainsiune éventuelle réadsorption du collecteur sur ceminéral ;

. la deuxième est sa propriété de piéger le moussant enexcès: en effet, on observe que les mousses de la flot-tation Cuivre sont extrêmement fines et denses, ellesconstituent une sorte de "tapis" qui entraine sans dif-ficulté les fines particules de galène, d'où l'idéede détruire (partiellement) les mousses en excès et ré-duire ainsi les entraînements de galène.

Lorsque on augmente la consommation de charbon actif de 100 à200 g/t (cf. essai 11, fig. 15, paragraphe 32412, tableau VII),on constateune très nette amélioration sélective de la séparation Pb. Cet essai 11 peuten effet, être comparé à l'essai 8 (fig. 13, tableau VI) précédemment cité,les essais étant réalisés dans les mêmes conditions (mise à part la naturedu collecteur et l'addition de S ) . On constate aussi dans cet essai 11,que le cuivre est plus déprimé que dans l'essai 8 où la consommation deCA2S n'était que 100 g/t.

La récupération Cuivre est donc aussi sensible à la consommationen charbon actif ; cette observation - qui sera faite au cours des essais pi-lotes - semble indiquer que le procédé sulfite/charbon actif est extrêmementsélectif sous des conditions d'utilisation très précises (ou plus vulgaire-ment "pointues"),du charbon actif ; quant à la consommation de sulfite, ellene semble pas avoir - a priori- une influence très marquée.

Par ailleurs, il est impossible de déterminer à ce niveau d'étudesi le rôle prépondérant du charbon actif concerne le piëgeage du collecteurdésorbé ou le piégeage du moussant en excès.

32433 - Procédé de dépression du Plomb par laméthode de la pulpe chaude et flotta-tion du Cuivre

Ce procédé consiste en une dépression du Plomb par chauffage de lapulpe vers 70 ° C qui désorbe sélectivement les réactifs collecteurs adsorbesà la surface de la galène.

Il a été appliqué lors de l'essai 13 (cf. fig. 21, tableau XI).

Broyage dg0 : 32 y

- 51 -

FIGURE 21

Dégrossissage

NaH S03 1

Zn S04

EXKA65

,56

700

40

20

kg/t

g/t

g/t

g/t

NF

[10']

[ 3']

10' pH 6,6Relavage (tR 6'30 pH 7,4)

Mixte Pb Cu(n° 99)

Epuisage

EXK

A65

NF

30 g/t

20 g/t

Stérile d'épuisaqePb Cu

(n° 98)

C3']

tF 4'30 pH 7,0

CA 2S 200 g/tPul De chaudeà 70° C [10']

NF,

Cone Cu Cone Pb(n° 100) (n° 101)

tF 7'30 pH 6,6


CMLO

100 Concentré Cu

101 Concentré Pb

99 Mixte Pb Cu

98 Stérile

T.V.

Rp

6,18

7,11

14,32

72,39

100,00

Cu

24,80

4,80

3,62

0,38

2,67

%

57,48

12,78

19,43

10,31

100,00

Pb

6,75

30,00

16,70

2,12

6,48

%

6,45

32,92

36,93

23,70

100,00

Zn

8,20

10,10

12,80

6,08

7,46

%

6,80

9,62

24,58

59,00

100,00

Fe

24,10

18,50

15,30

10,05

12,27

%

12,15

10,71

17,86

59,28

100,00

TABLEAU XI : BILAN PE L'ESSAI Î3 (c¿. FLOWSHEET FIG. 21)

- 53 -

Les résultats de cet essai 13 sont très proches de ceux de 1'essai11 (cf. fig. 15 et tableau VII, paragraphe 32412) ; or, la différence essentiel-le entre les deux flowsheets est l'utilisation dans un cas de sulfite à la sépa-ration Pb Cu (essai 11) et dans l'autre de la méthode de la pulpe chaude (essai13). Dans les deux flowsheets, on utilise du charbon actif dans les mêmes pro-portions pour la séparation Plomb Cuivre.

On peut donc conclure que la méthode de la pulpe chaude et la méthode au sulfite conduisent, en ptéóecice d<¿ ckafibon CLcXifi, aux mêmes résultats.

C'est uniquement pour des raisons de facilité technologique de miseen oeuvre et de coût énergétique que la méthode au sulfite a été choisie commeprocédé de séparation Pb Cu.

32434 - Intérêt d'une "reflottation" du Plomb àpartir du concentré Plomb de séparationPiomb Cuivre

II apparaît à l'examen des bilans des concentrés Plomb obtenus parla méthode au sulfite que la quantité de Zinc récupérée dans ces concentrés re-présente 10 à 15 % environ du zinc contenu dans le tout-venant et que la quantitéde pyrite est à peu près du même ordre ; or, les analyses de mixité montrentque cette blende est libérée environ à 50 % (cf. fig. 17, paragraphe 32412) etque la pyrite est pratiquement libérée;

Cette blende et cette pyrite libérées proviennent d'entraînementslors des flottations d'ëbauchage et de relavage ; malgré les efforts d'optimi-sation des conditions (d'ébauchage et de relavage), ces quantités relativementimportantes de blende et pyrite libérées ne peuvent être trop diminuées sansaffecter la récupération de Plomb dans le concentré de relavage.

Si pour le concentré Cuivre, on peut diminuer les teneurs en blen-de et en pyrite libérées par des relavaqes successifs [D pour le concentré Plomb,il est possible d'envisager une ^¿ottcutlon de la galène à partir du concentréde séparation Pb Cu.

Ceci peut être réalisé de façon très classique en se plaçant à pH9,5/10,5 et en utilisant CNNa et Zn SO4 ; ces essais ont été tentés avec succès,mais il faut impérativement ajouter du collecteur (en excès semble-t-il) en raisonde la présence du charbon actif ajouté au moment de la séparation Plomb Cuivre.

D'autre part, le rejet de cette "reflottation du plomb" ne devantcontenir que de la blende et de la pyrite pourra être joint au stérile d'épuisagePlomb Cuivre pour être envoyé au circuit de flottation du Zinc.

L'introduction de cette étape dans le flowsheet permet par ailleurs,de s'affranchir d'un contrôle strict de l'entraînement de zinc et de pyrite àl'ébauchage puisque le zinc entraîné peut être récupéré. Un autre avantage de

(1) En réalité3 un seul relavage suffit car la blende et la pyrite ont3 dans laméthode de séparation Pb Cu au sulfite et charbon actifs un comportementanalogue à celui de la galène3 d'où des quantités très faibles de blende etde pyrite libérées dans le concentré Cuivre, (cf. fig. 16 3 paragraphe S2412).

- 54 -

cette modification du flowsheet est que le circuit peut -théoriquement - mieuxaccepter des variations de l'alimentation en Plomb et en Cuivre car le zincet la pyrite jouent alors le rôle "d'amortisseurs".

3244 - Récapitulation des conclusions des essais d'orien-tation

- broyage du tout-venant à don = 32 microns

- flottations d'ébauchage : pour ces flottations, le sulfite et lesuflate de zinc sont introduits en deux ëtapes(avant dégrossissa-ge et avant épuisage). Le collecteur utilisé est un mélange àparts égales de AXK et Aph

- le concentré d'ëbauchage doit être rebroyé avant relavage pouraméliorer essentiellement la libération chaicopyrite/blende etgalène/blende. Pour les essais d'optimisation qui vont être pré-sentés au paragraphe 325, la maille de rebroyage a été fixée àdgQ = 20 microns (1).

- séparation Pb Cu par la méthode au sulfite et charbon actif

- reflottation du Plomb à partir du concentré Plomb de séparationPlomb-Cuivre et retour du stérile de cette reflottation au circuitZinc.

3.2.5 - Essais d'optimisation

Les essais qui vont être présentés ont été réalisés en tenant comptedes indications concernant le flowsheet qui viennent d'être données au paragra-phe précédent.

REMARQUES :

3251 - Premier essai d'optimisation (cf. fig. 22 et tableauXII)

après le rebroyage, la flottation de relavage est suivied'une flottation d'épuisage car la quantité de produit reflot-tée au relavage est trop faible : on peut supposer que c'estune des conséquences du rebroyage du concentré semi-global.

au niveau de la reflottation du Plomb, du Na2S a été ajoutéà la pulpe ; en effet, on peut supposer que le rebroyagea entraîné une oxydation de la galène à laquelle on essaiede remédier par l'addition d'un réactif sulfurant.

(1) Le rebvoyage est effectué dans les mêmes conditions que le broyage du tout-venant ; seule la concentration solide de la pulpe est différente et de l'or-dre de 20 % en solidess .le temps de broyage est de 30 minutes.La faible concentration en solide au rebroyage s'explique par le fait que nousavons préféré rebroyer le minerai avec toute son eau de pulpe plutôt que d'é-paissir cette pulpe et perdre ainsi des réactifs de flottation.

- 55 -

FIGURE 22


Broyage [d8Q : 32 y]

Dégrossissage

NaH SO3

Zn S0 4

AXK + Aph

A65

1 kg/t|[101]

700 g/tj

40 g/t [ 3']

20 g/ttF 9' pH 6,7

Rebroyage [dg0 : 20y]

NF IRelavage

Epuisage

3NaH S0„ 500 g/t)

Zn S04

AXK + Aph

A65

)

300 g/tf10"1

30 g/t [ 3']

15 g/t

I NF

tR 4-30

pH 6,9

Epuisage

AXK + Aph 20 g/t[3']

A65 15 g/t

tF 7' pH 6,7

NaH SO.

SéparationPb Cuivre

NFpH 7,0

1 20']

NF CA 2S 200 g/t\

Mixte Pb Cu(n° 189)

Stérile EpuisagePb Cu (n° 188)

Relavage

F / \NFtR3'.pH7,6r

C Cu M Cu(n° 192)

ReflottationCaO -pH 9,5

Na2S

CNNa

Zn S04

EXK

A65

Plomb

1001504004020

\vg/t' "g / tlrg/vg/tp'

q/t

tF 61 pH 9,1 NF

C Pb(n° 193)

Relavage

tR 4'30 \NF

pH 8,4

Stérile Pb(n° 190)

M Pb(n° 194)

Lf)

I

191 Concentré Cu

192 Mixte Cu

193 Concentré Pb

194 Mixte Pb

190 Stérile Pb

189 Mixte Pb Cu

188 S Ep Pb Cu

P%

6,01

1,64

4,26

0,97

3,33

15,95

67,84

100 ,00

Cu

27,00

11,10

5,00

3,50

2,43

2,26

0,25

2,66

%

60,94

6,84

8,00

1,27

3,04

13,54

6,37

100 ,00

Pb

6,40

21,80

53,10

12,60

10,00

11,10

1,96

6,56

%

5,86

5,45

34,49

1,86

5,08

26,99

20,27

100 ,00

Zn

5,82

16,20

10,90

20,60

15,00

11,00

5,88

7,52

%

4,65

3,53

6,17

2,66

6,64

23,32

53,03

100 ,00

Fe

25,60

15,30

' 7,20

15,80

17,50

18,70

9,70

12,39

%

12,41

2,02

2,47

1,24

4,70

24,06

53,10

100 ,00

TABLEAU XII : BILANS VI L'ESSAI 32 [C¿. FLOWSHEET VIQ. 22]

- 57 -

- dans ce flowsheet, le rejet de Plomb n'a pas été jointau stérile d'épuisage Pb Cu pour la flottation du Zinc.

32511 - Analyse des résultats

L'analyse des résultats (cf. tableau XII) montre que on obtientun concentré Cuivre de très bonne teneur (27 %) avec une récupération un peufaible (61 %) en liaison certainement avec la faiblesse des flottations derelavage après rebroyage.

En ce qui concerne le Plomb, la perte de 20 % au stérile d'épui-sage Pb Cu correspond à peu près à la limite de récupération que l'on s'estfixée pour obtenir une sélectivité satisfaisante pour le zinc.

La perte en Plomb dans le Mixte Plomb-Cuivre (soit 27 %) estélevée mais la recirculation du Mixte Pb Cu (en essai pilote) en tête des flot-tations d'ëbauchage devrait permettre de s'affranchir de cette difficulté (l).

La "reflottation" du Plomb se réalise sans aucune difficulté, la teneurdu concentré Pb (53 %) est satisfaisante ; considérée en tant qu'opération uni-taire, cette reflottation a un rendement en Plomb de 83 % ; elle est assez peusélective pour le Cuivre, assez sélective pour le zinc et très sélective pourla pyrite ; cependant, la teneur zinc du concentré Plomb reste élevée.

Plus généralement, il faut noter l'efficacité des relavages du Cui-vre et du Plomb vis-à-vis de la blende et de la pyrite.

En ce qui concerne le zinc, le relavage après rebroyage est effica-ce puisque 23,3 % du zinc se retrouve dans le Mixte Pb Cu et que la reflottationdu plomb permet d'en récupérer 6,6 %.

Si le zinc contenu dans le Mixte Pb Cu se retrouvait entièrementdans le circuit zinc, ce bilan indiquerait que 53,03 + 23,32 + 6,64 soit 83 %du zinc se retrouveraient dans le circuit zinc.

32512 - Analyse de mixité ; influence du rebroyage

Cette analyse des résultats doit être complétée par une analyse demixité pour déterminer l'intérêt du rebroyage d'une part et la distribution desmixtes minéralogiques dans les produits de flottation d'autre part.

Cette analyse de mixité a été entreprise pour le concentré Cuivre(fig. 23) le Mixte Cuivre (fig. 24) , le Mixte Plomb Cuivre (fig. 25) , le stérilePlomb (fig. 26).

(1) En réalité, c 'est sur ce point particulier que buteront les essais piloteson s'apercevra que le plomb qui n'a pas flotté à ce niveau (c'est-à-direau relavage) reflottera mal et qu'il est impératif de tirer tout le plombau relavage.

* ECHfiNTILLOH 191

LIBERRTIÜNy. CHRLCO

98se786@5040302816

0

I

CUMUL 'ÀCHflLCO83.385.688.6 .90.895.497.099.499.499.9106.0

0 28

- 58 -

48 60 ñ8 100! ! !

########################################## '.###*##############################*########

CHRLCO LIBEREE 83 'AfiSSOCIEE fi PYRITE 0 '/.flSSOCIEE fi BLENDE 12 'AfiSSOCIEE fi GfiLEHE 5 'A

LIBERfiTIOH'A BLENDE

9880

. 70665840302618

8

CUMUL 'ABLENDE

49.252. 053.863.574.378.286.393.499.8

•100.0

8 20 • 48 68 R@ 188! ! ! ! ! !#############################**################################*##########**###########£####################### •

####################################3

###***#**#**####*#*######*###«###*##*####*##*#*#*######################*#########*###*######*##*####

BLENDE LIBEREE 49 \fiSSOCIEE fi PYRITE 8 ''.fiSSOCIEE fi CHflLCO 44 *fiSSOCIEE fi GfiLENE 7 '/.

LIBERfiTION'A GfiLENE

9080786050403020108

CUMUL y.GfiLENE

42. 145.947. 754. 862.671. 989.191.796.2

188.0

0 20 40 60 80 188! ! ! ! ! !#############8##############################ttSttftötttttttttttttttSttttftttttftStttt.'#######'#####«####*#**«*#**##################################tt############88###it#####$##################*######»#«*####*############«*#

##S##

GflLENE LIBEREE 42 'AfiSSOCIEE fi PYRITE 0 ''AfiSSOCIEE fi CHfiLCO 41 'AfiSSOCIEE fi BLENDE 17 'A

Figure n" 23 Analyse de mixité du .concentré Cuivre del'essai 32 (cf. fig.22)

* ECHflNTILLON 192

LIBERñTIOHy. CHñLCO

90se70605040302010

. 0

CUMUL Sí!CHRLCO78.37S.378.3S5.5.89.692.596.997.899.5100.0

20

- 59 -

40 60 80 100

##############################################################################################^####4t###################################################################

CHflLCO LIBEREE 78 V.FlSSOCIEE fl PYRITE 0 'AflSSOCIEE fl BLENDE 10 JiRSSOCIEE fl GflLENE 12 '4

LIBERflTION'/. BLENDE

998070€0

. 50403020100

CUMUL '4 0 20 40 60. 80 100BLENDE ! ! ! ! ! !68. 2 ##############3###############71.4 ############*#######################82. 6 #########################################87.9 ############################################90.9 #############################################94.7 #############*############################*####...93.3. ############################*##############*#####.99.2 ##################################################100. 0 ##############tt##########4t#####tt################tttt100.0 ##################################################

BLENDE LIBEREE 51 '/..flSSOCIEE fl PYRITE 1 '/.ftSSOCIEE fl CHflLCO 4 >.flSSOCIEE fl GflLENE 44 Ü

LIBERflTION•: GflLENE

90 .807068584Ö3020100

CUMULGflLENE79.983»86.90.991.894.96.9699

0 20 4Ö 60 80 100

,2

145

! ! ! !#############################################################################################################################

100.0

GflLENE LIBEREE 30 '/. J/flSSOCIEE fl PYRITE 4 JsflSSOCIEE fl CHflLCO 5 *.flSSOCIEE fl BLENDE 12 '/.

Figure n° 24 : Analyse de mixité du MixteCuivre de 1 'essai 32 (cf.

Fig. 22)

ECHñNTILLÜN 189

LIBERñTIOH'A BLENDE

90 .8070605040SO2010

0

CUMUL ïBLENDE

92.695.498.699.0

100.0100.0100.0100.0100.0100.0

0I

£0i

- 60 -

40i

60i

80i

100I

BLENDE LIBEREE 80 V.flSSOCIEE fl PYRITE 9 '/.flSSOCIEE fl CHflLCO 1 '/.flSSOCIEE fl GflLENE. 10 '/.

LIBERflTIONV. GflLENE

9080706050403020108

CUMUL '/.GflLENE69.672.572.575.784.0•86.2

• 90.592.298.0100.0

0 20 40 60 80 100

###################################. . . . \######################$#####«#################################################################################################################S3#################################################### # # # # # # # # # # # # • # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

##################################################

GflLENE LIBEREE 70 '/.flSSOCIEE fl PYRITE 11 \flSSOCIEE fl CHflLCO 2 y.flSSOCIEE fl BLENDE 18 %

Figure n" 25 : Analyse de mixité du Mixte PbCu. de 1 'essai 32 (cf. Fig. 22)

* ECHftNTILLON 198- 61 -

LIBERflTION'i BLENDE

968670f.050403020100

CUMULBLENDE87.697.897.698.298.598.598.598.5190.0100.0

0 20 40 68 3« 100I

# # # #

################## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

BLENDE LIBEREE 82 ÜfiSSOCIEE ñ PYRITE 4 %fiSSOCIEE fl CHñLCÜ 6 V.ftSSÜCIEE ñ GflLENE 7 >.

Figure n° 2-6 : Analyse de mixité du stérile Pbde 1 'essai 32 (cf.. Figure 22)

- 62 -

Pour le concentré Cuivre (fig. 23) la chalcopyrite est libérée à83 % ; 12 % sont associés à la blende et 5 % à la galène. La blende est libéréeà 49 % et la galène à 42 % et il n'y a que très peu de mixtes galène-blende; parcontre la présence de mixtes blende-chalco et galëne-chalco est très nette.Si on compare cette analyse à celle de l'échantillon 90 (cf. fig. 16, paragraphe32412 - concentré Cuivre de l'essai 11 dont la teneur Cuivre est de 24,6 % etla récupération de 58,5 % - ) , on constate que le rebroyage permet une meilleurelibération du Cuivre par rapport à la blende et surtout par rapport à la galène(1).

Dans le mixte Cuivre (cf. fig. 24), on retrouve de la chalcopyritelibérée (à 78 %) et surtout de la blende libérée (à 51 %) de la galène libérée(à 80 %) et des mixtes galène- blende essentiellement.

Ces observations montrent d'une part, qu'un relavage des concentrésest efficace (un relavaqe supplémentaire pourrait être intéressant) pour lablende et la galène libérées et pour leurs mixtes et que, d'autre part, la chal-copyrite mixteuse a une tendance très nette à la flottation : autrement dit, mal-gré le rebroyage à 20 y, il sera difficile d'augmenter la teneur Cuivre du concen-tré Cuivre tout en voulant conserver une récupération satisfaisante (de l'ordre de70 % en essai de laboratoire).

L'analyse du mixte Pb Cu (cf. fig. 25) montre que la galène est libé-rée à 70 % et que la blende est libérée à 80 % ; par ailleurs, il y a essentielle-ment des mixtes blende-galène et des mixtes blende-pyrite et galène-pyrite.

Si on compare cette analyse à celle de l'échantillon 88 (cf. fig. 18,paragraphe 32412, mixte Pb Cu de l'essai 11), on constate que le degré de libéra-ration de la blende et de la galène augmente mais dans des proportions plus faiblesque celles observées en comparant les deux concentrés Cuivre (voir ci-dessus).Ce phénomène de libération devient encore moins net si l'on tient compte que l'on aanalysé la seule fraction supérieure à 15 y de l'échantillon 88 (d'où des résultatspessimistes).

Les teneurs et récupérations de ces deux mixtes sont les suivantes :

Echant. 189 Echant. 88

Cu 2,26 - 13,5 2,94 - 13,0

Pb 11,10 - 27,0 12,10 - 21,8

Zn 11,00 - 23,3 10,55 - 17,0

Fe tot. 18,70 - 24,1 13,70 - 13,4

Les récupérations de galène, blende et pyrite sont beaucoup plus éle-vées dans le Mixte 189 que dans le mixte 88. Comme par ailleurs on a extrait, desconcentrés de la flottation à laquelle appartient le mixte 189, plus d'espèces li-bérées que dans les concentrés de la flottation à laquelle appartient le mixte 88,on comprend que la différence de mixité entre ces deux échantillons n'apparaît pasnettement à l'analyse ; l'efficacité du rebroyage vis à vis des Mixtes Pb Cu ne

(1) Rappelons que pour cet échantillon 903 seule la tranche + 15 y a été soumiseà l'analyseur d'images ce qui "pessimise", les résultats par rapport à l'en-semble de l'échantillon ; la différence très nette entre les deux résultatspeut être attribuée au rebroyage.

- 63 -

peut être remise en cause par cette comparaison.

Pour mieux apprécier l'efficacité du rebroyage,d1autres mesures ontété effectuées par analyseur d'images sur le mixte Pb Cu de l'essai 32 (cf. fig.27 à 31) (1).

La première mesure (cf. fig. 27) est une estimation de la granulo-mëtrie de la blende et de la galène "totales" (c'est-à-dire libérées ou sous formede mixtes minéralogiques).

On constate que le CI75 de la blende est de 18 microns et que lede la galène est compris entre 12 et 15 microns ; la galène est plus fine queblende. Les figures suivantes (cf. fig. 28 à 31) donnent la granulométrie desespèces minérales associées sous forme de mixtes minëralogiques à la blende et lagalène ainsi que la granulométrie de la galène libérée (cf. figure 29) et de lablende libérée (cf. fig. 31).

On constate que ces histogrammes sont très voisins de ceux de la blen-de et de la galène "totales" (cf. fig. 27), ce qui signifie que les mixtes sont ré-partis dans toutes les tranches granulométriques considérées.

Cette observation est confirmée par la granulométrie de la blende etde la pyrite associées à la galène (fig. 28 et 29) ainsi que par la granulométriede la galène associée à la blende (fig. 30). Ce dernier histogramme montre que 45 "/<de la galène associée sous forme de mixte à la blende sont constitués de plages degalène de dimension comprise entre 18 et 21 microns.

Cependant, si on rebroie le concentré global à 17 microns (c'est-à-dire 100 % inférieurs à 17 microns) au lieu du d80 de 20 microns utlisé, cesmixtes ne seront pas complètement libérés car la cassure des grains ne se réalise-ra pas nécessairement selon le contact blende-galène.

Rappelons que ces mixtes blende-galène ne représentent que. 10 % dela blende et 18 % de la galène contenues dans le mixte Pb Cu (cf. fig. 25). Lechoix de la maille de broyage à ÚQQ de 20 microns a été arbitraire et seule uneétude systématique de l'influence de la maille de rebroyage sur les résultatspermettrait de lever l'indétermination. Encore convient-il de noter que les ré-sultats d'essais de broyage en laboratoire (libération minérale en fonction de lafinesse de broyage) sont difficilement transposablesaux résultats de broyagesindustriels. Cependant, au vu des résultats d'analyse de mixité et des bilans desessais, la maille de rebroyage choisie pour ce traitement se justifie pleinement.

(1) Ces différentes mesures doivent être analysées avec "précaution : elles ne repré-sentent pas des résultats quantitatifs mais qualitatifs et doivent être consi-dérées pour déterminer seulement des tendances.Les minéraux pour lesquels il n'y a pas assez de grains mesurés ne sont natu-rellement pas pris en compte.

* ECHHNTILLÜH IS?/) GRRNULÜMETRIE

- 64 -

MICRONS

3-¿! —

Q -

12-15-13-21-24-27-30-33-36-39-42-45-48-

6q1215IS2124273033363942454 S51

:•: RIRE BLENDE

4.91 '5 ">1 7 . C

23.4• 21.4

5.910.27.97.00.00.00.00.00.00.00.00.0

**

**********************************.***

*

MICRONS

3-6-9-12-15-18-2 1 - •24-27-30-33-36-39-42-45-43-

691215'IS21242730

363942454 S51

:•: RIRE GRLEHE

11.27.23.21.•ar.6.0.V5.0.0.0.0.0.0.0.0.

2476b40000000000

*******************************************

***

•

figure n" 27 : Es\Estimations granulométriques de lablende et de la galène contenuesdans le mixte PbCu de 1 'essai 32.

ECHñNTILLDN 189. MIHÉRflUX flSSOCIES ñ Lñ GflLENE

- 65 -

GRFiNULOMETRIE BLENDE

MICRONS

3-6-9-12-15-18-21-24-27-36-33-36-39-42-45-48-

691215182124273633363942454851

:•: ñIRE fiPPfiRENTE

14.4 *******24.3 ************

16.4 ********9.817.4 *********3.66.68.68.66.68.68.68.66.68.6

GRfiNULÜMETRIE CHñLCO

MICRONS

3-6-9-12-15-13-21-24--27-36-33-36-39-42-45-48-

691215182124273633363942454851

': ñIRE ñPPflRENTE

•6.

. 6.6.

188.8.8.6.6.8.8.8.8.6.8.8.8.

6866686868808000

**************************************************

(pas assez de grains mesurés)

Figure n" 28 Granulométrie de la blende et de lachalcopyrite associés à la galène.

* bUHHHTILLOH 189. MINERñUX RSSOCIES fi LH GRLENE I

- 66 -

ijRflNULOMETRIE GflLENE (c'est-à-dire granulométrie de la galène libérée).

MICRONS

3-6-9-

12-15-18-21-24-27-3Ö-3 3 - .36-39-42-45-"48-

6

1215182124273@33363942454851

y.

H .31.24.16.ie.

4.6.0.0.0.0.0.0.0.0.0.

RIRE flPPfiRENTE

872887000.0000000

**********************************- * • * * • * * * * *

* * * * *

* *

GRfiNULOMETRIE PYRITE

MICRONS

3-6-9-

12-15-18-21-24-27-30-33-36-39-42-45-48-

69

121518212427303336 .39'42454851

. 3 .9.

17.49.19.

0.0.0.0.0.0.0.0.0.0.0.

niRE flPPfiRENTE

8436300000000000

***************************************************

•

Figure n° 29 : Granulométzet de la pyrite associée à la galène.

ECHftNTILLQN ÍS9. MINERfiUX ñSSOCIES fi Lfi BLENDE

- 67 -

GRfiNULOMETRIE GflLEHE

MICRONS

3-6-9-

12-15-18-21-24-27-38-33-36-39-42-45-48-

6S

1215182124273833363942454851

": fil

0.05.8

14.223.311.645.1

0.00.00.00.00.00.00.00.00.00.0

RE flPPfiRENTE

***************************************************

GRRNULÜMETRIE PYRITE

MICRONS

3-6-9-

12-15-18-21-24-27-30-33-36-39-42-45-48-

69

1215182124273033363942454851

y.

0.0.9.0.0.

18.23.

0.0.0.

48.0.0.0.0.0.

fiIRE flPPfiRENTE

0090017000300000

*****

*********************

*******************

(peu de grains mesurés)

Figure n" 3O Granulométrie de la galène et dela pyrite associées à la blende.

* tlHHHTILLQH 189. MINERflUX ASSOCIES H Lñ BLENDE I

- 68 -

GRFINULOMETRIE BLENDE (c'est-à-dire gr anul omet rie de la blende libérée)

MICRONS

3-

6-9-12-15-18-21-24-27-30-33-36-39-42-45-48-

6¿m

y1215182124273033363942454851

': fil

".' O

18.622.922.06.79.48.87.80.08.60.00.00.00.66.00.6

RE flPPflRENTE

*#* • * • • « • • * • * • • * • • • * • • * *

* * * * * * * * * * *

* * * * * * * * * * *

* * *

* * * * *

* * * *

* * * *

GRfiNULOMETRIE CHflLCO

MICRONS

3-6-9-12-15-18-21-24-27-30-33-36-39-42-45-48-

691215182124278033363942454851

y. flIRE flPPflRENTE

**************************************************

(pas assez de grains mesurés)

0.0.

108.8.0.0.0.8.6.0.8.8.8.8.8.8.

6800000088660000

Figure n" 31 Granulométrie de la blende libéréeet de la chalcopurite asso-ciée à la blende.

- 69 -

Une étude semblable à celle qui vient d'être présentée sur le MixtePb Cu a été réalisée sur le concentré Cuivre de cet essai 32 (cf. fig. 32 à 34).

La figure 32 donne une estimation des granulométries de la chalco-pyrite, de la blende et de la galène "totales" : pour la chalcopyrite et lablende, le CI75 est compris entre 27 et 30 microns ; pour la galène, il estcompris entre 18 et 21 microns.

Les minéraux sont plus grossiers que dans le Mixte Pb Cu (cf.fig. 27) ce qui est logique, car il a déjà été remarqué que les minéraux fins(et particulièrement de galène) flottent moins bien que les minéraux grossiers.

La granulométrie de la chalcopyrite libérée (cf. fig. 33) est voisi-ne de celle de la chalcopyrite "totale" ce qui tend à prouver que les mixtes sontrépartis dans toutes les tranches granulométriques.

La granulométrie de la blende associée à la chalcopyrite (cf. fig.33) montre que 71,6 % de la blende associée sont constitués par des plages deblende de dimension supérieure à 24 microns.

Par contre, pour la galère associée à la chalcopyrite (cf. fig. 34)il n'y a pas de plages de galène de dimension supérieure à 24 microns.

Rappelons que dans ce concentre Cuivre 83 % de la chalcopyrite sontlibérés, 72 % &owt cu>¿ocU.lt> à la blinde, et 5 % â la galène (cf. fig. 24). Uneamélioration de la teneur Cuivre du concentré peut être attendue d'un rebroyageplus poussé.

A la suite des résultats de l'analyse granulomëtrique du Mixte PbCu, la maille de rebroyage dßo = 20 microns se trouvait justifiée à posteriori ;par contre, les résultats de l'analyse granulométrique du concentré Cuivre semblenindiquer que cette maille de rebroyage est encore trop forte et qu'une mailletelle que CÍ95 = 20 mlcAowt, pourrait avoir des conséquences positives sur lesbilans de la flottation (tout au moins en ce qui concerne le cuivre).(l)

Encore faudrait-il étudier l'incidence d'un rebroyage très poussé,d'une part sur la diminution de la flottabilité des fines alors crées, d'autrepart, sur l'économie du procédé (balance entre surcoût du broyage et valeur ajou-tée aux concentrés).

32513 - Intérêt de la "reflottation du plomb"

L'examen de la figure 26 (paragraphe 32512) qui donne Thistogrammede libération de la blende du stérile Plomb de l'essai 32 montre que 82 % de lablende sont libérés dans ce stérile ; cette observation confirme à posterioril'intérêt de la reflottation du Plomb â partir du non flotté de la la séparationPlomb Cuivre et l'addition de ce stérile Plomb au stérile d'épuisage Pb Cu pourflottation de la blende.

(1) Cette étude du rébroyage n 'a pas été entreprise à ce niveau des essaisessentiellement pour des raisons de délai et des raisons matérielles :nous verrons que le rebroyage en pilote est difficile à réaliser techni-quement et pratiquement impossible à contrôler.

* ECHRHTILLÜN 191. GRflNULOMETRIE

- 70 -

MICRONS

3-6-9-12-15-13-21-24-27-36-33-36-39-42-45-48-

6

1215182124273033363942454851

MICRONS

• 3-6-9-12-15-18-21-24-27-30T33-36-39-42-45-48-

6 "91215182124 •273833363942454851

V.

Q.6.14.14.10.13.8.3.8.12.

--i

o •4.0.0.0.0.

:;

l,8,7.12,9,18' 410912500000

flIRE CHflLCÜ

6822145951720000

*************************************************

flIRE BLENDE

.8

.9

.4

.4

.6

.2

.1

.6

.5

.4

.1

.0

.0

.0

.8

.0

**************************************************

MICRONS

3-6-9-12-15-18-21-24-27-30-33-36-39-42-45-48-

6 .91215 : -1821242730333639.42454851

y.

0.4.

22.13.17.13.14.0.6.0.8.0.0.0.0.0.

ñIRE GñLENE

6098210030000000

******************************************* •

***

****

Figure n" 32 Estimations granulométriquesde la chalcopyrite, blendeet galène contenues dans leconcentré Cuivre de 1 'essai 32.

* ECHflHTILLON 191. MIHERRUX fiSSOCIES fi Lfl CHRLCOPVRITE I

- 71 -

GRflNULOMETRIE CHflLCO

MICRONS

3-6-9-

12-.15-18-21-24-27-36-33-36-39-42-45-48-

6Ci

1215182124273633363942454851

:•: ft I R E flPPftRE

8.25.2

13.113.4

9.011.38.12.89.3

15.95.56.20.00.00.00.0

«**************************************************

GRflNULOMETRIE BLENDE

MICRONS

3-6-9-

12-15-18-21-24-27-30-33-36-39-42-45-48-

69

121518212427303336 .3 9 •"42454851

% ftIRE flPPflRENTE

1.21.51.6

14.04.25.90.0

20.00.0

31.919.7

0.00.00.00,00.0

a.

*** * * * * * ** ** * *

* * * * * * * * * *

* * * * * * * * * * * * * * * ** * * * * * * * * *

Figure n" 33 Granulométries de la chalcopyritelibre et de la blende associée à

la chalcopyrite.

* ÉCHflHTILLOH 191. MINERflUX ñSSOCIES ñ Lfl CHRLCÜFVRITE

- 72 -

GRñHULOMETRIE GflLENE

'/. ñIRE ÑPPflRENTEMICRONS

3-6-9-12-15-18-21-24-27-30-33-36-39-42-

69121518212427303336394245

45- 4848- 51

0.0.15.6.

28.26.31.0.0.0.0.0.0.0.0.0.

0014348000008800

**************************************************

Figure n" 34 : Granulqmétrie de la galène associéeà la chalcopyrite.

- 73 -

3252 - Deuxième essai d'optimisation (cf. fig. 35)

REMARQUES :

- La consommation de collecteur au dégrossissage et à l'épuisagePb Cu a été augmentée par rapport à 1'essai précédent.

- Après rebroyage, le collecteur a été ajouté dès la flottationde relavage, et la flottation d'épuisage a été maintenue.

- Au niveau de la séparation Pb Cu du sulfure de sodium a étéutilisé dans le but d'améliorer la séparation (cf. paragraphe32432) ; en réalité, il semble que le seul avantage de ceréactif soit d'élever le pH de la pulpe.Le sulfure de sodium a été maintenu à l'étape de reflottationdu Plomb pour son rôle sulfurant.

- Au niveau du relavage Cuivre, la pulpe a été conditionnée avecdu sulfite et du charbon actif pour améliorer la séparation (1)

- Le stérile Plomb a été rejoint au stérile d'épuisage Pb Cu pourla flottation de la blende.

32521 - Analyse des résultats (cf. tableau XIII)

L'augmentation de la consommation de collecteur au dégrossissage etâ l'épuisage Pb Cu permet une diminution de la perte Plomb dans le stérile d 'é -puisage Pb Cu.

En effet, sion compare les récupérations métal de l'ensemble C Zn +M Zn + stérile de cet essai à celles de l'ensemble Stérile Plomb et stérile d 'é -puisage Pb Cu de l'essai précédent (cf. tableau XII), on obtient les valeurssuivantes :

Rec. Cuivre% Rec. Plomb% Rec.Zinc%C Zn + M Zn + Stérile(essai 34) 6,97 18,48 49,19S Pb + Sep Pb Cu(essai 32) 9,41 25,35 59,67

On observe parallèlement à la diminution de la perte Plomb et Cuivre,une diminution de la répartition zinc.

Cette diminution zinc n'est pas complètement compensée par l'augmenta-tion de la récupération zinc au niveau du mixte Pb Cu ; en effet :

Rec. Cuivre % Rec. Plomb% Rec.Zinc%Mixte Pb Cu 9,14 23,72 25,24(essai 34)Mixte Pb Cu 13,54 26,99 23,3Z(essai 32)

Par contre, pour ce mixte Pb Cu, l'augmentation de la consommationde collecteur au relavage après rebroyage se traduit par une diminution de larécupération Cuivre et de la récupération Zinc.

(1) On verra par la suite qu'un relavage supplémentaire est préférable à un seulrelavage en présence de charbon actif et sulfite.

- 74 -

Figure 35 - flowsheet de l'essai 34

Nota : sur ce flowsheet les concentrations solides des différentes flottationsont été reportées (Cs).

Broyage : 32 ptn]

dégrossissage (Cs : 35 %)NaHS03 1 kg/t , n f V 1ZnS04 700 g/t ' LiU J

AXk + Aph 50 g/t [3']A65 20 g/t

tp 6'30 pH 6.8rebroyage [d80 '• 20

INF

relavage {C¿ M 6 %)AXk + Aph 20 g/t [31]

Epuisage (C¿ : 30 I)NaHS03 500 g/t n n,ZnSÛ4 300 g/t } L1U

AXk + Aph 40 g/t [31]A65 25 g/t

NF (tR 5')

ageAph

-A65 20 g/t

P epuisager AXk + Aph 20 g/t [31]

6' pH 7.2

NF

séparationplomb cuivre (C¿ ~ 13 I)NaHS03 1 kg/tNa2S 100 g/t

2Stérile plomb

recyclé

Ca2S 200 g/tA65 25 g/t

[20']

NF(tR6' ph 7.8)

Mixte PbCu n° 203

flottation zinc (Ci ^ 26 11CuS04 1 kg/t [10']AXk + Aph 70 g/t [31]A65 10 g/t

tF6' pH 8.1

relavage [&> 8 %NaHSÛ3 500 g/t ,Ca2S 100 g/t J

A65 20 g/t

NF

NF

Stérilen° 210

p 7'pH 7.5)

F

CCu(n° 204)

tR4'pH 8.3

NFf

MCu(n° 205)

reflottation plombCaO «x. pH 9.4 , r,MNa2S 100 g/t i L J

CNNA 200 g/t U 7 nZnS04 400 g/t n / J

AXk + Aph 50 g/t [31:A65 20 g/t

relavage (C¿ ^ U I)

F

CZn(n° 208)

tR4'pH 8.

NF1

MZn(n° 209) (n

F

relavage

tR4'ê

CPb° 206)

(C4

pH 8.5

(n

\\

NFr

MPB0 207)

204 Concentré Cu

205 Mixte Cu

206 Concentré Pb

207 Mixte Pb

203 Mixte Pb Cu

208 Concentré Zn

209 Mixte Zn

210 Stérile

P%

7,59

1,79

5,02

3,13

17,89

6,74

7,29

50,55

100,00"

Cu

25,80

7,20

2,48

1,72

1,38

0,93

0,68

0,15

2,70

*

72,52

4,77

4,61

1,99

9,14

2,32

1,84

2,81

100 ,00

Pb

8,24

22,30

44,70

10,50

8,25

5,34

3,70

1,03

6,22

*

10,05

6,41

36,06

5,28

-23,72

5,78

4,33

8,37

100,00

Zn

6,93

16,90

12,40

15,00

10,60

40,70

7,10

0,86

7,51

*

7,00

4,03

8,29

6,25

25,24

36,51

6,89

5,79

100,00

Fe

24,40

15,30

8,78

23,20

17,50

12,80

14,50

8,20

12,48

14,71

2,19

3,53

5,84

25,17

6,91

8,46

33,19

100,00

TABLEAU XIII : BILANS VE L'ESSAI 34 [crf. FLOWSHEET Fi%. 35]

- 76 -

Ces différents éléments expliquent bien que dans le bilan de l'essai34, on observe par rapport ä celui de l'essai 32 (cf. tableau XII) pour leconcentré Cuivre et le concentré Plomb une augmentation de la récupération métalet une diminution de la teneur puisque galène et blende flottent mieux.

En ce qui concerne le concentré zinc, le fait de ne pas avoir tra-vaillé à pH basique se traduit par un entraînement de pyrite très important dansle concentré ; cependant, la récupération zinc du concentré (de 36,5 % par rapportau tout-venant) représente 74 % de l'alimentation de ce circuit considéré isolément.

32522 - Analyse de la mixité

Tous les produits de cette flottation ont été étudiés à l'analy-seur d'images, exceptés le Mixte Zinc(n° 209) et le Stérile (n° 210) car lesseules particules mesurables étaient constituées de pyrite libérée (cf. fig.36 à 40).

L'analyse du concentré Cuivre (cf. fig. 36) et sa comparaisonavec celle du concentré Cuivre de l'essai précédent (cf. fig. 23)montre que l'aug-mentation de la récupération Cuivre dans le concentré est due à une meilleureflottation de la chalcopyrite libérée et s'accompagne de la flottation d'unequantité plus importante de mixtes galln2.-ble.yide..

Par conséquent, pour le mixte Cuivre de l'essai 34 comparé à celuide l'essai 32 (cf. fig. 37 comparée à la fig. 24) la quantité de chalcopyritelibérée est plus faible ainsi que celle de mixtes galène-blende.

Ces résultats sont logiques et s'intègrent parfaitement à ceuxdéjà acquis.

Les résultats concernant le concentré Plomb (cf. fig. 38) et le mix-te Plomb (cf. fig. 39) sont particulièrement intéressants : dans le concentré Plomb,79 % de la galène sont libérés et 11 % sont sous forme de mixte galène-blende ;la blende se répartit pour moitié environ sous forme de mixte avec la galène etpour moitié libérée alors que dans le mixte Plomb (cf. fig. 39) la blende estlibérée à 78 % et 14 % seulement sont associés à la galène.

Ces résultats confirment d'une part, l'intérêt du relavage desconcentrés et indiquent qu'un relavage supplémentaire peut être très efficace ;d'autre part, ils reconfirment l'intérêt de l'étape de "reflottation du Plomb".

L'analyse de mixité du concentré zinc (cf. fig. 40) et l'histogram-me de libération montrent bien que la blende contenue dans le concentré zinc estpresque totalement libérée.

Jusqu'à présent, on a considéré que la blende de Bodennec avait unetendance à la flottation particulièrement élevée : à la suite de ces différentesanalyses de mixité sur les produits des flottations de laboratoire, on constateque le problème de la pollution par le zinc des concentrés de Cuivre et Plombsemble autant posé par la mixité minéralogique de la blende que par sa flotta-bilité naturelle.

[~ft ECHflNTILLON 294*]

UBERfiTIONZ CHflLCO

9@SO70655Ö40382010

6

CUMUL •CHfiLCO

9K.790.791. S91. S94.397.399.099.7

100.0100.0

0 20 100

- 77 - .

40 60 89! ! ! ! !##############£############################£##############################################

################«#################################

CHflLCO LIBEREE 90 '/.fiSSOCIEE fl PYRITE 0 V.RSSQCIEE fl BLENDE 6 %RSSÛCIEE fl GflLENE 3 '/.

LIBERflTION'A BLENDE

90S0706 0 •50403020100

CUMUL 'ABLENDE49.863.274.1S3. 890.94.98.5

100.0100.0100.0

4,5

0 20 40 60 80 100! ! ! ! ! !######################### .....'################################ ,############################################################################################################################

BLENDE LIBEREE 39 '/.flSSOCIEE fl PYRITE 1 'AflSSOCIEE fl CHflLCO 43 'AflSSOCIEE fl GflLENE 17 'A

LIBERflTION% GflLENE

9080706850403020100

CUMULGfiLENE50.653.7 .57.766.370.172.7819096.6100.0

'A 0 20 40

53

60 80 100

GALENE LIBEREE 47 V.flSSOCIEE fl PYRITE ' 0 '/.flSSOCIEE fl CHflLCO 31 V.flSSOCIEE fl BLENDE 22 '/. Figure n" 36 Analyse de mixité du concentré,

cuivre de 1 'essai 34

I* ECHANTILLON '205.

LIBERflTIOH'4 BLENDE

968078695040302810

0

CUMUL '4BLENDE

• • ; • * • * ' - '

98.895.295.497.498.799.299.8

180.0100.0

- 78 -

0 28 48 68 88! ! ! ! !

108i

BLENDE LIBEREE 59 '4flSSOCIEE fl PYRITE 2 V.ñSSOCIEE fi CHflLCO 6 '4RSSOCIEE fl GflLENE' 33 '4

LIBERfiTION'4 CHfiLCO

908870605048382818

8

CUMUL '4CHflLCO

79.679.680.588.82.87,89.993.198.8

100.0

0'" 20 40 60 80

532

180

#########################################################«##################«############################################.############################################

CHflLCO LIBEREE 75 '4-flSSOCIEE fl PYRITE 1 ' :ñSSOCIEE fl BLENDE 21 '4RSSOCIEE fl GfiLENE 3 %

LIBERfiTION%4 GflLENE

9880706058483020108

CUMUL '4GflLENE73.S-77.781.453.886.889.493. 897.499.8

188.8

0 28 48 ' 68 88 188! ! ! ! ! !#####################################################################################################################################################################################################################^####tt############################ # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # • # # # # # # # # # . . .

###########################################################'#########################################

Figure n" 37 Analyse de mixité du Mixte Cuivrede 1 'essai 34.

1 ECHñNTILLÜN

LIBERflTION'/. BLENDE

9080706050403020100

CUMULBLENDE57.977.983.894.295.797.899.0100.0100.0100.0

y. Q

!

- 79 -

40!

60 80!

#######################################

###############################################4t#i

BLENDE LIBEREE 47 *RSSOCIEE fl PYRITE 3 %ñSSOCIEE ft CHflLCO 1 V.flSSOCIEE fl GflLEHE 49 mA

LIBERflTIONy. GflLENE

90807060

• 50403020100

CUMUL y.GflLENE79.79.79.88.

• 89.• 90.

93.95.98.100.

4473569350

0 20 40 60 80 100! ! ! ! ! i######################################## • ;

#########################################################tt##########a#############################################################*#*###########*###*#####*#**##########*

###############################=###################

GflLENE L I B E R E E • 79 '•'.flSSOCIEE fl PYRITE 9 JiflSSOCIEE fl CHflLCO 1 %flSSOCIEE fl BLENDE 11 '/.

*Figure n" 38 : Analyse de mixité du concentré Plomb

de 1 'essai 34.

) * ECHfiNTILLÜN 2S?7 - 80 -Figure n" 39 : Analyse de mixité du Mixte

Plomb de 1 'essai 34.

LIBERñTIONy. BLENDE

908070605040302010

' • 0

CUMULBLENDE86. 192.493.896.097.198.999.1100.0100.0100.0

0 20 40 60 100I

BLENDE LIBEREE 78 \ftSSOCIEE fi PYRITE 7 'AfiSSOCIEE fi CHfiLCO 1 :•:flSSOCIEE fi GflLENE 14 V.

* ECHfiNTILLON 203

-IBERflTION>; BLENDE

908070605040302010

' 0

CUMUL 'ABLENDE91.793.793.997.397.399.3100.0100.0100.0100.0

Ö 20 46 . 60 80 100! ! ! ! ! !#################################£############...'

#

BLENDE.LIBEREEfiSSOCIEEfiSSÜCIEEflSSOCIEE

fififi

PYRITECHfiLCOGflLENE

88138

y.y.* •

y.

Figure n" 39 : Analyse de mixité du Mixte Plombbis Cuivre de 1 'essai 34.

ECHfiNTILLÜN 26S.

- 81 -

LIBERñTIDNy. BLENDE

9080706050403028180

CUMUL ': 0 20 40 60 80 100BLENDE ! ! ! ! ! !97.9 ########################£########################.99.1- ##############################################*###99.5 *##############################*##############&###•100.0 ###########################•#######################100.0 ##################################£############£##100.. 0 ##################################################100.0 ##################################################100.0 ################################tt#tt#######S#######100.8 ##################################################100.8 ##«###############################################

BLENDE LIBEREE 87 'ARSSOCIEE fi PYRITE 2 'AfiSSOCIEE fi CHfiLCO 0 '/.flSSOCIEE fi GflLENE 11 X

Figure 40 : Analyse de mixité du concentrézinc de 1 'essai 34.

- 82 -

3.2.6 - Comportement des éléments mineurs

Les éléments mineurs ainsi que la silice ont été dosés sur les produitsde la deuxième flottation d'optimisation (cf. paragraphe 32522 ; essai 34). Lesrésultats des dosages sont présentés sur le tableau XIV.

Pour l'argent, la teneur du tout-venant est de 142 g/t ; celle duconcentré Cuivre est de 322 g/t et celle du concentré Plomb est de 824 g/t.

Il est possible d'établir une corrélation linéaire entre les rende-ments Ag et les rendements Cuivre et Plomb des différents produits de la flot-tation ; elle est du type :

Rec Ag = 0 ,1? Rec Cu + 0,83 Rec Pb.

L'argent est donc a peu près distribué â 17 % avec 1° cuivre et83 % avec le plomb.

Pour les autres éléments mineurs, il faut noter la teneur en Bis-muth du concentré Plomb (985 ppm pour un tout-venant de 159 ppm) et la teneuren Cadmium du concentré Zinc (1650 ppm pour un tout-venant de 293 ppm).

I

CO00

204 C Cu

205 M Cu

206 CPb

207 MPb

203 M Pb Cu

208 Czn

209 MZn

210 Stérile

Rp

7,59

1,79

5,02

3,13

17,89

6,74

7,29

50,55

100,00

Ag(PPm)

322

557

824

225

183

128

90

22

141,9

%

17,23

7,03

29,16

4,96

23,08

6,08

4,62

7,84

100 ,00

SiO2(%)

0,72

5,20

2,20

10,60

27,60

5,40

41,20

65,00

41,75

%

0,13

0,22

0,27

0,79

11,83

0,87

7,19

78,70

100,00

Sb(PPm)

225 ,

280

375

220

220

145

180

115

168,2

Bi(ppm)

220

500

985

255

210

140

115

40

158,7

As(ppm)

20

200

100

300

175

175

150

100

124,1

Cd(PPm)

276

630

475

550

400

1650

280

32

292,6

TABLEAU XI1/ : VOSAGE VES ELEMENTS MINEURS ET VE LA SILICE SUR LESPRODUITS VE LA FLOTTATÏON (ESSAI 34) (C¿. FLOWSHEET

Q. 35).

- 84 -

3.2.7 - Bilan des essais de laboratoire ; leur influence sur laconception du flowsheet de l'essai pilote

C'est essentiellement à partir des deux derniers essais d'optimisa-tion que le flowsheet de l'essai pilote a été conçu et plus particulièrement àpartir de l'essai 34 (cf. paragraphe 32522).

Les caractéristiques principales du procédé sont donc les suivantes(cf. fig. 41)

- broyage du tout-venant à dso = 32 microns,- flottation d'un concentré semi global Pb Cu par l'utilisation

de l'ensemble hydrogénosulfite de sodium/sulfate de zinc,

- rebroyage du concentré semi global Pb Cu à dg0 : 20 micronset relavage du produit rebroyé ; le mixte de relavage est re-cyclé en tête de Vépuisage Pb Cu,

- séparation Pb Cu par flottation du Cuivre et dépression duPlomb à l'aide d1hydrogénosulfite de sodium et de charbon actif,

- reflottation du plomb à partir du non flotté de la séparationPlomb Cuivre et recyclage du "rejet" au circuit zinc,

- relavage des concentrés Cuivre et Plomb,

- flottation du zinc par la méthode classique à pH basique etrelavage du concentré.

Les problèmes qui pourront apparaître en essai pilote dans ce circuitconcernent essentiellement le recyclage du mixte de relavage Plomb Cuivre ; eneffet, ce mixte contient (dans les essais de laboratoire) environ 25 % du plombet 25 % du zinc tout-venant : il y a un risque lié à l'éventualité d'une accumu-lation de zinc et de plomb dans ce mixte de relavage.

Un autre problème - d'ordre technique - concerne la qualité et laconstance du rebroyage des concentrés d'ébauchage Plomb Cuivre ; par ailleurs,nous avons noté au cours de cette étude que la maille de rebroyage fixée à dgode 20 microns peut être encore trop élevée.

Les points forts de ce circuit sont d'une part, la qualité de la sé-paration Plomb Cuivre par la méthode sulfite et charbon actif et d'autre part,la relative "indépendance" du circuit vis à vis de la blende grâce au rebroyagedu concentré semi global et à l'étape de reflottation du plomb.

conditionneurcondi tionneur

charbon actif charbon actif

' N0IIS03

NaHSO3ZnSOá

conditionneur

collecteurmoussant

NaHSO3ZnS0/| collecteur

moussant

Mixte Reí. Pb Cuconditonneur

col lecteurmoussant

I conditionneurCuSO/i condtionneur

00

FIGURE 41 : PILOTE DE FLOTTAT ION

- ESSAIS PILOTES

- 86 -

¡\ - ESSAIS PILOTES

Les essais se sont déroulés en trois semaines (du 14 janvier au1er février) en 3 x 8 du lundi matin au vendredi matin pour chacune des semainesd'essai.

Il faut noter que la complexité du circuit a nécessité une trèsimportante surveillance : en effet, le temps d'équilibrage^ de ce circuit telqu'il est présenté au paragraphe 3.2.7 peut être estimé à 20 heures, d'oùl'obligation de prévenir au maximum les pannes d'appareils car leurs effets surla marche du circuit, en raison du temps d'équilibrage, rendent les bilansininterprétables.

On conçoit aisément que lors de ces essais, peu de paramètresauront été modifiés (volontairement tout ou moins) ; les modifications appor-tées au cours d'essais ont concerné essentiellement les consommations de réac-tifs au niveau de la flottation Pb-Cu et de la séparation Pb Cu.

L'appareillage lourd (broyeurs, pompes, cellules) - les pannesclassiques mises à part - a donné entière satisfaction ; les plus grosses dif-ficultés sont venues de la distribution des réactifs et de l'échantillonnage(pour les deux dernières semaines seulement).

En ce qui concerne la distribution des réactifs, la quantité despoints d'alimentation (26 points d'alimentation lorsque l'ensemble du circuitfonctionne) nous a obligés à utiliser pour les collecteurs et moussants unepompe Technicon multivoies, mal adaptée à ce type de travail.

La trop grande disparité et parfois la vétusté des distributeursde réactifs ont été à l'origine de nombreuses pannes dont Tes réparations mobi-lisaient l'ensemble d'une équipe au détriment d'autres travaux de contrôle oud'échantillonnage.

En ce qui concerne l'échantillonnage d'un tel circuit, seul l'échan-tillonnage automatique permet d'obtenir des résultats fiables pour les diffé-rents flux ; cependant, l'échantillonnage manuel des sorties et de l'alimenta-tion permet aussi d'obtenir des bilans globaux fiables.

Les échantiHonneurs automatiques que nous avons utilisés(bien que assez mal adaptés à l'échantillonnage des mousses) ont permisd'obtenir des résultats cohérents lors de la première semaine d'essai. Ilssont tombés progressivement en panne au cours des deuxième et troisième semainesd'essais et seul l'échantillonnage manuel des sorties et des flux a permisd'obtenir des bilans.

Pour ces différentes raisons, les résultats qui vont être mainte-nant présentés sont à "manier" avec précaution bien que il s'agisse des bilansles plus fiables.

(1) Encore ne s 'agit-il que de l'équilibrage pondéral à savoir que la somme despoids des sorties est égale au poids de l'alimentation.

- 87 -

Après la description des caractéristiques du circuit, les bilansdes trois semaines d'essais seront présentés (chronologiquement) avec la des-cription des modifications (et des pannes) intervenues dans le circuit.

Enfin, l'analyse de ces résultats permettra de déterminer lesconclusions de ces essais pilotes.

- 88 -

4.1 - DESCRIPTION DU CIRCUIT PILOTE

4.1.1 - Broyage du tout-venant

Plusieurs essais préliminaires ont permis de mettre au point leschéma de broyage pour délivrer une alimentation flottation dont les caracté-ristiques sont les suivantes :

- 32 microns- concentration solide - 45 %

Cette concentration peut apparaître trop élevée à première vue,mais elle laisse la possibilité de diluer la pulpe à volonté et donc de contrô-ler les temps de séjour dans les conditionneurs et les cellules de flottationd'ébauchage.

Le schéma de broyage retenu comprend deux broyeurs en série suivisd'une classification par un Rotosieve équipé d'une toile de 63 microns (cf.figure 42).

Le débit d'alimentation sèche est de 80 kg/h ; la charge du broyeurà barres est de 80 kg, celle du broyeur biconique de 380 kg.

Le temps d'équilibrage est de six heures environ ; un résultat typede cette opération est le suivant :

on Rapport deSolide (%) charge circulante

Alimentation tout-venant

Sortie broyeur Biconique

Charge circulante

Alimentation flottation

Débit(kg/h)

83,9

120,2

53,9

84,2

ConcentrSolide

71,9

75,8

48,7

64 %

L'analyse granulométrique de l'alimentation flottation donne

+ 32y 22,3- 32y 77,7

100,0

REMARQUE :

II faut noter que le tout-venant est constitué de particules dontla dimension peut atteindre 30 mm (il s'agit essentiellement de schistes frag-mentés selon la schistosité lors du passage au concasseur à cylindres). Pourcette raison, il n'a pas été possible d'utiliser le dosomètre : l'extraction dela trémie est réalisée par une ouverture d'aire fixée pour donner une alimen-tation de 80 kg/h et l'alimentation du broyeur à barres est réalisée par une

FIGURE 42

cri

oo

TrémieStockage

Tout venant (80 g/h)

\ ' Broyeur• Barres ^

Eau 40 1/h V

1 Refus

BroyeurBiconiqueBoulets

(charge circulante)

Eau 60/65 1/h

^' Rotosieve(63 u)

- 32M• Vers f1°ttation

SCHEMA VU BROYAGE VU TOUT VENANT

EN ESSAI PILOTE

- 90 -

bande à déroulement constante. Le taux de remplissage de la trémie peut doncinfluencer le débit d'alimentation (par pression sur la bande et donc augmen-tation de l'ouverture d'extraction) de sorte que le débit d'alimentation peutvarier entre 70 et 90 kg/h.

- 91 -

4.1.2 - Circuit de flottation

Le flowsheet du circuit de flottation est présenté sur la figure43 ; il s'agit du flowsheet initial tel qu'il a été appliqué lors de la premièresemaine d'essais, les modifications qui y ont été par la suite apportées serontdécrites lors de la présentation des résultats.

Ce flowsheet reprend - sous une présentation différente - les carac-téristiques de celui fourni au paragraphe 3 .2 .7 . Chacune des grandes étapes ducircuit (flottation Pb Cu/Spération Pb Cu/Flottation Zinc) est ensuite détailléedans les figures 4 4 , 45 et 46.

4121 - Flottation Pb Cu (cf. figure 44)

Le tout-venant est envoyé dans le conditionneur Cl (concentrationsolide de 30 à 40 %) où sont ajoutés le sulfite et le sulfate de zinc (temps deconditionnement ^ 20' lorsque le mixte de relavage est recyclé en tête de l'ëpui-sage et 15' lorsque le mixte de relavage est recyclé au conditionneur Cl). Lapulpe est envoyée dans le conditionneur C2 où sont ajoutés le collecteur et lemoussant (temps de conditionnement de 24 minutes environ ou 18 minutes environselon le point de recyclage du mixte de relavage Pb Cu).

Après la flottation de dégrossisage dans la cellule A (temps deflottation estimé à environ 20 minutes) le non flotté est envoyé dans le condi-tionneur C3 où sont ajoutés le sulfite et le sulfate de zinc (temps de condition-nement estimé à 20 minutes environ);aprës addition du collecteur et du moussantla flottation d'ëpuisage est réalisée dans la cellule B (temps de flottationestimé à 30 minutes).

Les concentrés de dégrossissage et d'ëpuisage sont regroupés avantd'être rebroyés.

Lors des deux premières semaines d'essai, le broyeur utilisé étaitinefficace (tube broyeur avec une charge de 10 kg).

Les résultats de l'opération sont par exemple les suivants :

Analysegranulometri que

(ech. 49 et 51 le semaine)

+ 32y+ 20y- 20y

Pour la troisième semaine d'essais un tube broyeur de dimensionplus importante (avec une charge de 330 kg) a permis d'obtenir le résultatsouhaité soit un dgo de 20 microns.

Alimentationflottation %

19,715,4

64,9

100,0

Sortiebroyeur %

15,716,4

67,9

100,0

- 92 -

Dégrossissage Pb Cu

FIGURE N° 43 : FLOWSHEET

Epuisage Pb Cu

Dégrossissage Cuivre

Dégrossissage Plomb

- 93 -

LEGENDE DE LA FIGURE 43

- C : Conditionneurs.- A, B, C, D, E, F, G, H, I : Cellules de flottation.- El ä E13 : Echan ti Honneurs automatiques.- M14 à M16 : Points d'échantillonnage manuel.- P : Pompes.

Description des éléments du circuit

1) Circuit flottation Plomb Cuivre.

- Cl : conditionneur 50 litres.- C2 A61 : Cellule Minemet 80 litres (utilisée comme conditionneur).- A A62 : Cellule Minemet 80 litres- C3 A71 : Cellule Minemet 80 litres (utilisée comme conditionneur durant les

deux premières semaines puis comme cellule au cours de la troisièmesemaine).

- B A72 : Cellule Minemet 80 litres.- C A3 : Cellule Minement H300 : 2 x 25 litres.

2) Circuit séparation Plomb Cuivre.

- C4

DC5EC6C7F AlG B8

A2

Conditionneur 50 litres (Te volume de ce conditionneur sera modifiéen cours des essais).Cellule Minemet H300 : 2 x 25 litres.Conditionneur 30 litres.Cellule Minemet 25 litres.Conditionneur 30 litresConditionneur 30 litresCellule Minemet H300 : 2 x 25 litresCellule Wemco : 2 x 28 litres.

3) Circuit flottation Zinc.

C8 : Conditionneur 60C9 : Conditionneur 50H B7 : Cellule Wemco 2I B6 : Cellule Wemco 2

litres.1 i tres.

x 28 litres,x 28 litres.

- 94 -

FIGURE N° 44 FLOWSHEET DE LAFLOTTATION Pb Cu

T.V.broyé

NaHSOZnSO

3

0)ai

3t_3

Re

Collecteur+ moussant


Peg. Pb Cu NaHS03+ ZnS04 Ep Pb Cu

•E4

^-collecteur + moussant

Relavage Pb Cu

E6 C Rel Pb Cu(vers circuit deséparation Pb Cu)

S Ep Pb Cu(vers circuitZinc)

P4

- 95 -

r a "isas0!(ec, « r a,»,

+ 32p 23,5 6,7+ 20y 16,1 12,1- 20y 60,4 81,2

700,0 700,0

Après rebroyage, les concentrés sont envoyés à la flottation derelavage dans la cellule ou le collecteur et le moussant sont ajoutés (la concen-tration solide est de 20 % environ, le temps de flottation est estimé de 15 à20 minutes).

Le mixte de relavage est renvoyé soit en tête de la flottationd'épuisage Plomb Cuivre, soit en tête de la flottation de dégrossissage (cesdeux solutions ont été testées lors de la première semaine d'essais puis lerecyclage en tête de la flottation de dégrossissage a été maintenu pour lesdeux dernières semaines).

4122 - Circuit de séparation Pb Cu (cf. figure 45)

Le concentré de relavage Pb Cu est envoyé dans le conditionneur C4où sont ajoutés la chaux, le sulfite et le charbon actif (concentration solidede 15 à 20 % ; temps de conditionnement estimé à 25 minutes environ) puis à laflottation de dégrossissage cuivre (cellule D ; temps de flottation estimé à30 minutes).

Le concentré de dégrossissage cuivre est envoyé dans le condition-neur C5 où sont ajoutés le charbon actif et le sulfite puis à la flottation derelavage (cellule E ; temps de flottation estimé à 30 minutes) qui fournit leconcentré cuivre.

Le mixte de relavage Cu rejoint le concentré de relavage Pb Cu dansle conditionneur C4 (cette formule sera abandonnée au cours de la deuxièmesemaine d'essai, le mixte de relavage Cu étant directement envoyé à la cellule Dde dégrossissage Cuivre ; de même, le concentré de dégrossissage sera envoyédirectement au relavage Cuivre dans la cellule E sans passer par le condition-neur C5 qui sera donc supprimé).

Le stérile de dégrossissage Cuivre est envoyé au circuit de reflot-tation du Plomb par les conditionneurs C6 et C7 où sont ajoutés chaux et sulfurede sodium, cyanure et sulfate de zinc.

A partir de cette étape du circuit de séparation Pb Cu, les estima-tions du temps de conditionnement et de flottation que nous fournissons sonttrès peu fiables en raison d'une part de ce que le débit de pulpe est générale-":ment très faible à ce niveau du circuit et d'autre part de ce que ä ce niveaules plus grandes variations de fonctionnement ont été enregistrées. On peut doncestimer les temps de conditionnement à 30 ou 40 minutes environ et ceux de flot-tation à 50 ou 60 minutes environ.

- 96 -

FIGURE N° 45 : FLOWSHEET DE LA SEPARATIONPb Cu

RelavageCuivre

Collecteur+ moussant"!

Dégrossissage Pb

/ NaHSO,\ CA 2S"3

(CadICA 2S

u_ <:

EU

n Reí Pb Cu


E1O0300

P3 P5

S Deg Pb (vers circuit Zinc)

- 97 -

Après conditionnement la pulpe est donc envoyée à la flottation dedégrossissage Plomb (cellule F) ; le concentré de dégrossissage est relavé dansla cellule G qui fournit le concentré Plomb. Le mixte de relavage Plomb estenvoyé en tête du conditionneur C6 alors que le stérile de dégrossissage Pb estrejoint au stérile d'épuisage Pb Cu pour alimenter le circuit de flottation duzinc.

Le collecteur et le moussant sont ajoutés à la flottation de dégros-sissage et à la flottation de relavage.

REMARQUE :

Lors de la troisième semaine d'essai une flottation d'ëpuisagePlomb a été rajoutée après la flottation de dégrossissage (cellule Agitair de2 x 43 litres).

4123 - Circuit de flottation zinc (cf. figure 46)

Le stérile d'épuisage Pb Cu et le stérile de dégrossissage Pb sontregroupés dans le conditionneur C8 où sont ajoutés la chaux et le sulfate decuivre puis envoyés dans le conditionneur C9 où sont ajoutés le collecteur etle moussant.

Dans chacun des conditionneurs le temps de séjour peut être estiméà 20 minutes (concentration solide de 25 % environ). La pulpe est envoyée dansla cellule H pour la flottation de dégrossissage zinc (temps de flottation de25 minutes environ) le concentré de dégrossissage étant relavé dans la cellule Ipour fournir le concentré zinc définitif.

Le mixte de relavage est envoyé en tête de la flottation de dégros-sissage Zinc, le stérile de cette flottation constituant le stérile définitif.

- 98 -

FIGURE N° 46 FLOWSHEET DE LA FLOTTATIONZINC

RelavageZinc

Dégrossissage

i Collecteur1+ moussant

- 99 -

4.2 - REACTIFS - CALCUL DES BILANS DES ECHANTILLONNAGES DE FLUX

4.2.1 - Réactifs

Les réactifs utilisés pour ces essais sont les suivants :

Collecteur : mélange 1-1 d'amylxanthate de potassium (PCUK ; industriel) etd'aérophine S3418 (Cyanamid Co ; industriel).

Moussant : Aerofroth 65 (Cyanamid Co ; industriel).

Réactifs modifiants :

Hydrogenosulfite de sodium : NaH SO3 (Prolabo, technique en solu-tion à 50 %)(D

Sulfate de Zinc, sulfate de Cuivre, sulfure de sodium et cyanurede sodium (Prolabo, produits techniques)

Charbon actif (acticarbone 2S ; CECA S.A.)Chaux (Prolabo, technique).

Les consommations de réactifs sont données en grammes par tonne detout-venant.

Les abréviations utilisées sont les mêmes que celles du précédentchapitre (cf. paragraphe 3.2.1).

4.2.2 - Calcul des bilans à partir des échantillonnages de flux(C. REINHART - A. MABILLE SGN/MIN)

(?) Objet du programme. Bilan matière cohérent

L'objectif de ce programme est d'analyser les débits et compositions(ou granulométries) mesurées sur une unité en fonctionnement continu ou dans unesuite d'opérations discontinues.

Dans le cas général, les grandeurs expérimentales mesurées surl'unité, ne satisfont pas les équations de bilan exprimant la conservation dela matière (globale ou par constituant).

Q M Principe

Soit un schéma de traitement faisant intervenir n appareils entrelesquels circulent m flux dont le débit m flux dont le débit massique globalvrai est r-¡ (i = 1, ... m) ; on peut écrire n équations de bilan exprimant quela totalité de la matière rentrant dans l'appareil j en ressort comme suit :

m(1) ( z mij H = 0 ) . ,

1 = 1 K - 1 » 11

oü mij est une matière décrivant le sens de circulation du flux.

(1) Les consommations données dans les résultats des essais sont celles de cettesolution commerciale à 50 %.

- 100 -

6XSi on suppose qu'on a fait des mesures ri sur l'installation, ne

vérifiant pas les équations de type (1), le problème consiste à trouver entenant compte de ces mesures, des estimateurs r-j:i de ces débits satisfaisantles équations (1) tout en étant voisines des valeurs mesurées di e x.

On emploie la méthode classique des moindres carrés pour minimiserles écarts quadratiques entre les estimations r-¡" chercëes et les différentesmesures (rij) pondérées par Wij. On doit donc minimiser la fonctionnelle :

m hiH = z T, Wij (r,-:: - rij)2 tout en respectant les

i l j lcontraintes de bilan

m

La méthode du multiplicateur de Lagrange nous permet d'atteindrele vecteur r-¡:c estimant les flux (i = 1, m).

REMARQUE

Le calcul de la sensibilité des valeurs estimées relativement auxvaleurs mesurées est fait sous la forme d'une matrice de covariance.

L'information correspondante permet de mettre en évidence dans lecircuit de l'installation ayant la configuration donnée, les flux dont la mesuredoit être faite avec le maximum de précision.

- 101 -

4.3 - RESULTATS DES ESSAIS PILOTES

Cette présentation est divisée en trois parties, chacune d'entreelles correspondant à une semaine d'essais.

Au cours de la première semaine, seules les deux premières étapesdu circuit - à savoir flottation Pb Cu et séparation Pb Cu - ont été mises enroute.

Ce n'est qu'à partir de la deuxième semaine d'essai que la flot-tation zinc a été démarrée.

Rappelons que au cours de cette première semaine d'essais, lespompes à réactifs et les ëchantiHonneurs automatiques ont dans l'ensemblecorrectement fonctionné d'où une bonne fiabilité d'interprétation des résultatset donc un développement plus important de cette première semaine dans ce rap-port.

4.3.1 - Première semaine d'essais

Le démarrage de cette semaine a été réalisé avec le recyclage dumixte de relavage Pb Cu en tête de la flottation d'épuisage Pb Cu puis le mixtede relavage a été recyclé en tête de la flottation de dégrossissage.

4311 - Recyclage du mixte de relavage Pb Cu en tête deflottation d'épuisage Pb Cu

Le circuit de broyage a été démarré le lundi à 12h ; à 18h, démar-rage de la cellule d'épuisage Pb Cu;à 0hl5 le mardi démarrage de la cellule derelavage Pb Cu.

43111 - Premier échantillonnage automatique

II a été réalisé le mardi de 6h50 à 9h30 (poste ,4).

Les conditions de marche du circuit sont données au tableau XV etles résultats de l'échantillonnage au tableau XVI.

- 102 -

Alimflot : pH 6.0 g/t g/t


NaHSOzZn SO4CollecteurMoussant

Dégrossissage Cu

NaHSOzCaOpHCharbon

Dégrossissage Zn

CaOpHCu SO4

1000700

7028

Epuisage Pb Cu

NaHSOZZn SO4CollecteurMoussant

Relavage Cu

NaHSOzpHCharbon

Dégrossissage Zn

CollecteurMoussant

400230

70 .14

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaOpHNa2SCN NaZn S.O4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

56

TABLEAU XI/ : CONVITIONS VE MARCHE

POSTE 4 (6k50 - 9h30)

44 Alimflot40 C Deg. Pb-Cu39 C Ep. Pb-Cu42 A Rel. Pb-Cu41 C Rel. Pb-Cu43 M Rel. Pb-Cu45 S Ep. Pb-Cu

Pds

27710531

1517454

107

Cu

2,825,655,905,809,460,600,27

Pb

6,687,88

27,4012,3518,552,962,17

Zn

7,548,16

15,609,65

12,45,45,8

Fe

12,0014,2013,9014,3016,9010,2010,40

TABLEAU XVI ; ECHANTILLONNAGE

POSTE 4 [6k30 - 9h30)

- 103 -

Le bilan global calculé à partir des teneurs donne -

Rp

41 C Reí. Pb Cu 26,0

45 S Ep. Pb Cu 74,0

Alimentation reconstituée 100,0

Cu p

9,46 92,5

0,27 7,5

2,66 700,0

Pb p

18,55 75,0

2,17 25,0

6,42 700,0

Zn p

12,4 42,9

5,8 57,1

7,52 700,0

On constate l'entraînement important de zinc (43 % du tout-venant)dans le concentré de relavage Pb Cu ainsi que la perte plomb de 25 % dans lestérile d'épuisage.

La teneur fer du concentré montre aussi que l'entraînement depyrite n'est pas négligeable.

L'application du programme MIN 070 permet d'estimer les réparti-tions métal (tableau XVI bis).

AlCCACMS

imDeqEp.RelRelRelEp.

Flot. PbPb. Pb. Pb. PbPb

CuCuCuCuCuCu

Cu

100,077,123,5100,596,44,13,6

Pb

100,047,348,595,886,79,113,3

Zn

100,050,428,578,961,417,438,6

TABLEAU Xl/I bJU : REPARTITIONS METALS

VE L'ECHANTILLONNAGE POSTE 4

(6k50-9h30)

Ces résultats sont bien sûr à manier avec précaution et ne doiventconsidérés que qualitativement dans un but comparatif pour dégager des tendancescependant ils montrent que le cuivre et le zinc flottent mieux au niveau du dé-grossissage Pb Cu qu'à celui de l'épuisage ; pour le plomb la flottation serépartit sur les deux étapes.

(1) On constate facilement que les poids donnés par l'échantillonnage automatique"bouclent" mal ; on considère alors que les teneurs sont justes et on adapteles rendements poids de façon à obtenir des teneurs de l'alimentation recons-tituée voisines de celles de l'alimentation dosée. Ce procédé de calcul donnedes résultats fiables et satisfaisants dans ce cas mais il n'en ne sera pastous ours de même.

- 104 -

43112 - Deuxième échantillonnage automatique

II a été réalisé le mardi de 10hl5 à 12h20.

Les conditions de marche sont les mêmes que précédemment (cf.tableau XV). Les résultats de l'échantillonnage et les répartitions estiméessont données sur le tableau XVII.

En comparant ces résultats à ceux de l'échantillonnage précédent(cf § 43111) on constate que :

- les récupérations Cu Pb Zn dans le concentré et les pertes deces métaux dans le stérile restent identiques,

- l'entraînement de Pb et de Zn dans les concentrés de dégrossis-sage augmente très nettement,

- les répartitions Pb et Zn dans le mixte de relavage augmententtrès nettement.

Le circuit n'est donc pas équilibré (10 heures après le démarragedu relavage Pb Cu). D'autre part, l'augmentation des répartitions métal Pb etZn dans le mixte relavage laisse présager un risque d'accumulation.

49

50

52

51

54

55

53

Al

CCACMS

im

De g

Ep.

RelRelRelEp.

Flot

. Pb

Pb. Pb

. Pb

. Pb

Pb

•

Cu

Cu

Cu

Cu

Cu

Cu

Poids

285

233

43

223

96

105

151

Teneurs

Cu

2,66

3,70

5,20

4,20

8,30

0,46

0,22

Pb

6,73

6,86

24,10

10,05

17,60

3,25

1,65

Zn

7,50

7,56

15,3

9,05

11,95

6,03

5,05

Fe

12,00

12,70

15,60

13,40

16,60

10,30

9,82

Répartitionsmétal estimées

Cu

100,0

77,8

24,0

101,8

96,5

5,5

3,7

Pb

100,0

61,1

45,4

106,4

86,4

20,0

13,6

Zn

100,0

66,8

29,0

95,8

63,2

32,6

36,8

TABLEAU Xl/II RESULTATS VE L'ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE

{POSTE 4 10kl5 - ¡2h30)

- 105 -

Le bilan global calculé à partir des teneurs donne :

54

53

Al

C Rel. Pb

S Ep. Pb

imentation

CuCureconstituée

Rp

31

69

100

,0

,0

,0

8

0

2

Cu

,30

,22

,n

p

945

100

A,6

,0

Pb

17,

1,6,

60

65

59

p

8217100

,7,3

,0

Zn

11,5,

7,

95

06

U

P

51

48

700

,7

,3

,0

Ce résultat montre une augmentation très nette de l'entraînementzinc dans le concentré de relavage Pb Cu.

Sur l'ensemble des échantillons de cet échantillonnage, une analysede mixité a été réalisée (rappelons que le rebroyage est pratiquement inefficace)(cf. figure 47 à 52).

Pour l'alimentation flottation (cf. fig. 47) les résultats sonttrès voisins de ceux du laboratoire (cf. fig. 4, 5, 6 paragraphe 3.1) bien quela chalcopyrite semble mieux libérée.

Au dégrossissage et à l'ëpuisage Pb Cu (cf. fig. 48 et 49) en cequi concerne la galène on flotte essentiellement les espèces libérées ; en cequi concerne la blende, la moitié qui est entraînée à ces niveaux est libérée.

Le rebroyage se révèle inefficace (si ce n'est qu'un petit peu vis-à-vis de la blende) car dans l'alimentation relavage Pb Cu (cf. fig. 50) lesdegrés de libération de la chalcopyrite et de la galène ne sont pas modifiéspar rapport à ceux observés dans les concentrés de dégrossissage et d'épuisage(cf. fig. 48 et 49).

Le relavage Pb Cu est assez efficace vis-à-vis de la blende puisquela blende libérée flotte moins que les mixtes (cf. fig. 52 comparée à la figure51).

Par contre, les mixtes blende galène et blende chalcopyrite flottentbien au point d'abaisser sensiblement les degrés de libération de la chalcopy-rite et de la galène dans le concentré de relavage Pb Cu (cf. fig. 51).

Dans le stérile d'épuisage Pb Cu la blende est libérée à 79qui confirme que la blende mixteuse flotte bien et n'est pas déprimée.

ce

Ces différents résultats montrent bien l'importance fondamentaledu contrôle du broyage et du rebroyage sur les résultats de la flottation PbCu.

Les essais de laboratoire ont montré que l'entraînement de zincdans le concentré de relavage Pb Cu semblait inévitable mais pouvait être enpartie contrôlé par le rebroyage : les résultats obtenus ci-dessus confirmentcette opinion.

LIBERRTIOH'"i C H HL CO

- 106 -* ELHHHriLLUH 4:' FIGURE 47 - ANALYSE DE MIXITE DE L'ALIMENTATION FLOTTAT ION

[ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE DU POSTE 04]

CUMUL y. 6 £Ù 4G 66 8M ÍÜ0CHñLCO ! ! ! ! ! !85.2 ############'###############################85.2 ##########################################£87.2 ############################################„91.9 ##############################################94.O ###############################################...94.7 ###########################################**###...95.9 ########################################«#######. .98.6 #################################################.99.5 #############################################*####180.6 ##################################################

90Su"7" pt6Ú504 y3 0

CHflLCÛ LIBEREE 85 '-.flSSOCIEE f¡ F Y RI TE 0 '•-.flSSOCIEE H BLENDE 11 %fiSSOCIEE H GflLENE 3 Ü

LIBERRTIONV. BLENDE

908ü706 ¡350403020

CUMUL ;BLENDE75.978.834.986.989.993.494. 497.599.2

100. 0

0 £0 40 60 80 100! ! ! ! ! !######################################.\####################################### ,######tt######tt##########ft###tt#####tt####S#tt###########################################„ . . . . . .

BLENDE LIEEREEflSSOCIEE fi PYRITEflSSOCIEE fi CHflLCOflSSOCIEE fi GflLENE

13 %13 'A13 "/.

LIBERBTIONy. GflLEHE

90807060.504030£010fi

CUMUL "GflLENE58.1 :67. 6 '73.273Ü38.583. 991.296.799. 31 00. 0

0 2Ú 40 60 30 100! ! ! ! ! !#############################.#####################«######################################################a##########################a##############################################.##########################################.######################«#######################

#######&##########################################

GflLENE LIBEREE 54flSSOCIEE H PYRITE 9flSSOCIEE H CHflLCO 18flSSOCIEE fl BLENDE 19

•••.

* E ' H H N T I L L Ü

LIBERFIT I DMy. CHflLCG

S 87868

: 56483 82818

¡•î

- 107 -H 5ii FIGURE 48 - ANALYSE DE MIXITE DU C Deg. Pb Cu


CUMUL '••. Q 20 48 68 88 188C H ñ L C Ü ! ! ! ! ! !

7 7 . 4 # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #8 6 . 3 # # # # # # # # # # + | : # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # Í J : # # # # # # . ......8 8 . 0 # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #9 2 . 9 # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # . . . .9 5 . 3 # # # # # # # # # # í t # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # . .9 7 . 0 # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # .9 7 . 4 # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # .9 8 . 7 # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # .99.7 #######################################•###########

1 8 8 . 8 # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

C H ñ L C Ü L I B E R E E 7 4flSSOCIEE H P Y R I T E 8flSSOCIEE ñ B L E N D E 1 6ñ S S O C I E E H G f l L E N E 1 8

LIBERHTION:•; BLENDE

9 88 87 86 85 84 03 82 81 8ft

C U M U L :B L E N D E

7 8 . 88 2 . 48 7 . 19 3 . 79 4 . 59 6 . 29 8 . 9

1 8 8 . 81 8 8 . 8

0 2 8 4 8 6 8 8 0 1 0 0! ! ! ! ! !# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # ## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # - # # # # # # # # # # # # # # # # # # . . .# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # , ..# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # . . .

1 8 0 . 8

BLENDE LIBEREEñSSOCIEE H PYRITE

58

ñSSOCIEEñSSOCIEE

LIBERfiTIGy. GflLENE

9838786858483828188

HH

H

U H H L U UGflLENE

CUMUL :GflLENE71.2 •73. 176. 377. 182. 6o=l 488.294.899. 1188.8

fl 2 8 4 8 6 8 3 8 1 8 0! ! ! ! ! !# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # ## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # ## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # ## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # ## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # . . ,# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # ## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # ## # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # . . .

# # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # #

GflLENE LIBEREEñSSOCIEE ñ PYRITEñSSOCIEE H CHñLCÜñSSOCIEE ñ BLENDE

1 ••••

1 ••.

718

# E.-HHNTI

LIBERfiTION'•: C H H L C O

908 87Û60504038£010

LLON 52

CUMULCHflLCO77.679. 333.4s 8. y91 . 493.394.897.699. 2180.8

- 108 -FIGURE 49 - ANALYSE DE MIXITE DU C Ep. Pb Cu


0 28 40 60 88 100i i i i i i

#######################################

########################################

##########################################

tt#########################################################################################

##################################################

CHflLCO LIBEREEflSSOCIEE H PYRITEflSSOCIEE R BLENDEflSSOCIEE H GflLEHE 7

LIBERRTIÜN:••; BLENDE

908 0706850483 82818y

CUMUL '<BLENDE68.177.8."84.189.793.796.698.499.7188.8108.8

8 28 48 68 30 108! ! ! ! ! !###################################################################################################################.#############################################

##################################################

##################################################

BLENDE LIBEREEflSSOCIEE H PYRITEflSSOCIEE H CHflLCOflSSOCIEE R GflLEHE

551

2123

LIBERHTIOy. GRLENE

98887860584U?028180

CUMULGflLENE

7 5 . 6 /79.881.383.884.786.839.393.398.8180.8

e 2e 4e eo se 100! ! ! ! ! !###################################################################################################«############################################################################################################################################################################tt####tt######tt###### # # # # # # # # # # # # • # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # # . . .

GflLEHE LIBEREE 76flSSOCIEE H PYRITE 6flSSOCIEE R CHHLCO 6flSSOCIEE R BLENDE 12

* E U IHN TILL ON 51 FIGURE 50 -

LIBERFlTI•••; C H f i L C

9080706056403920100

CUMUL :CHñLCO

32. 638. 191.59 3 . 394.596.97.

44

9899

- 109 -ANALYSE DE MIXITE DE L'ALIMENTATIONRELAVAGE Pb Cu [ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUEDU POSTE 04]20 40

iON CUMUL •••: ü ¿Ü 40 69 30 100O CHñLCO l i l i l í

#########################################. ........############################################. .....##############################################. , .##########################################*####...

100.0 ##################################################

CHfiLCO LIBEREEñSSOCIEE fi PYRITEñSSOCIEE H ELENDEñSSOCIEE fi GflLENE

12il

LIBERATIONy. BLENDE

903070605040302010

CUMUL 'BLENDE74.630.134.089.593.695.793.3100.0100.0100.0

0 20 40 6fl ññ Iññ! ! ! ! ! !#############################################################################

#############################################

######################################################################################################################################################

BLENDE LIBEREE 60fiSSOCIEE H PYRITE 1ñSSOCIEE H CHñLCO 14ñSSOCIEE fi GflLENE 26

LIBERflTION••: GflLENE

903070605040302010

R

C U M U L ••GflLENE

71.476.3 '76.879.330.336.088. 996.693.6

100.0

0 20 40 60 80 100! ! ! ! ! !####################################, . . '.##########################*##################tt####tt###tt##########tt#####################################################tt########tt###tt#######tt####tt##tt####tt##################################tt#########tt .

GflLENE LIBEREE 71ñSSOCIEE H PYRITE 4ñSSOCIEE ñ CHñLCO 8ñSSOCIEE ñ BLENDE 17

- 110 -

* ECHflNTILLÜI FIGURE 51 - ANALYSE DE MIXITE DU C Reí. Pb Cu[ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE DU POSTE 04]

LIBERhTlÜh'•; CHRLCO

98fin?y60

•' 5 04030£010

0

UUMUL 'CHflLCO73. 786.485. £38. 191. 594.795.493.399.5

100. 0

6 £8 4y 6b fifi löö! ! ! ! " ! !#############################*######*. . . . . . . . . . . . .########################################, . . . . . . . . .###########################################.. .############################################

###############################################...

##################################################

##################################################

CHñLCü LIBEREE 63ñSSOCIEE ñ PYRITE 1ñSSOCIEE R BLENDE 28flSSOCIEE fl GflLEHE 7

LIBERñTIüN': BLENDE

90807060504030£010o

CUMUL :BLENDE69,

31899494.896.698.5

100. 0100. 0

0 £0 40 60 ' 80 10@l i l i l í

###################################. ...,! ..........################################################################################.

#############################################

¿¡LENDE LIBEREE 51flSSOCIEE ñ PYRITE £ñSSOCIEE fi CHRLCO 31ñSSOCIEE ñ GflLEHE 16

LIEERñTIüH'-. GñLENE

908070

30£010fi

CUMUL '-. 0 £0 40 60 30 100GñLENE ! ! ! ! ! !67.4 / ##################################76.3 ######################################78.4 #######################################79.3 ########################################35. 8 #####################«#####################93. £ ###############################################...94.7 ###############################################...98.6 ############################tt######tt#########tt###.100.0 ################################################««

GñLENE LIBEREE 65ñSSOCIEE fl PYRITE 4ñSSOCIEE H CHñLCÜ 7ñSSOCIEE fl BLENDE £5

* ECHflNTILLON 55 FIGURE 52 -

- Ill -

ANALYSE DE MIXITE DU M. Reí. Pb Cu[ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE DU POSTE 04]

LIBERATIONy. BLENDE

90

5040302010

CUMUL 'BLENDE

93.0

96.97.98.99.

100.

0 20 40 ¿ M • ñfl ifl! ! ! ! i "

#################################################

#################################################

##################################################

100.0 ##################################################

BLENDE LIBEREE 64fiSSOCIEE H PYRITE 11fiSSOCIEE H CHñLCÜ 9flSSOCIEE H GHLENE 15

* E L H R N T I L L O N 53 ANALYSE DE MIXITE DU S Ep Pb Cu(ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE DU POSTE-04)

LIBERATIONy. BLENDE

99se706050403020100

CUMULBLENDE90.791.794. S96.996.997.097.297.2100.0100.0

y 20 40 60 80 100I i i | ! !

a################################################•

################################################.

BLENDE LIBEREEASSOCIEE A PVRITEASSOCIEE H CHflLCOASSOCIEE fi GALENE

79

S6

- 112 -

Le rebroyage ne pouvant être mieux contrôlé, et afin de diminuerl'entraînement de zinc dans le concentré de relavage, le mixte de relavage aété recyclé en tête de la flottation de dégrossissage dans le conditionneur Cl(sulfite et sulfate de zinc). Ce changement est intervenu le mardi â 13 heures.

4312 - Recyclage du mixte de relavage Pb Cu en tête de laflottation de dégrossissage Pb Cu (mardi 13 heures)

A la suite de cette modification du circuit, plusieurs échantillon-nages automatiques ont été réalisés dont nous présentons les résultats avantd'en donner une analyse.

Par ailleurs, le circuit de séparation Plomb Cuivre a été mis enroute (mercredi 2hl5) suivi par le circuit de reflottation du Plomb (mercredi

Les conditions de marche du circuit pendant toute la fin de cettepremière semaine d'essais n'ont pas été autrement modifiées - mis à part quel-ques changements mineurs (cf. tableau XVIII).

Par contre quelques pannes de distribution de réactifs et unepanne d'alimentation du circuit à la trémie ont entraîné des variations demarche assez importantes (qu'il est cependant possible de départager des varia-tions "naturelles").


MHSOzZn SO4CollecteurMoussant

Dégrossissage Cu

NaHSOzCaOpHCharbon

Dégrossissage ZnCaOpHCu SO4

g/t

10007207025

10003307,6560

Epuisage Pb Cu

NaHSO3Zn SO4CollecteurMoussant

Relavage CuNaHSOzpHCharbon

Dégrossissage ZnCollecteurMoussant

g/t

58030056-14

4907,5560

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaOpUNa2SCN NaZn S.O4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

g/t

50

3909,210025040010028

6310

TABLEAU XVIII : CONVîTJÛMS VE MARCHE MVENUEPOUR LA FIN VE LA PREMIERE SEMAINE V ESSAIS

- 113 -

43121 - Résultats des échantillonnages

Les échantillonnages retenus sont ceux des postes suivants :

- poste 6 (mercredi Ûh-4h) : tableau XIX- poste 8 (mercredi 16h-20hl5) : tableau XX- poste 9 (mercredi 20h20 - jeudi 2h) : tableaux XXI et XXI bis- poste 10 (jeudi 2h45 - 6h25) : tableau XXII- poste 10 (échantillonnage ponctuel manuel jeudi llh) : tableau XIII- poste 11 (jeudi 12h35 - 16h) : tableau XXIV- poste 12 (jeudi 17hl0 - 22hl5) : tableau XXV.

81828384868785

AlCCACMS

imDeqEp.RelRelRelEp.

Flot. PbPb. Pb. Pb. PbPb

CuCuCuCuCuCu

Teneurs

Poids

259396818910031394

Cu

2,8517,405,3510,9013,006,200,34

Pb

6,8311,4528,5020,6022,1016,003,41

Zn

7,6410,1516,3513,8013,4513,206,44

Fe

12,0020,9013,5017,0017,7015,7010,76

Répartitions estimées

Cu

100,0070,237,2107,487,220,212,8

Pb

100,0017,069,586,565,820,734,2

Zn

100,0015,445,460,844,816,055,2

Bilan global estimé à partir des teneurs :

CsAl

RelEpim

Pb CuPb Cuflottation

reconstituée

Rp

19,80,

100,

91

0

Cu

13,0,

2,

0030

&5

p

909

100

,7,3

,0

Pb

22,3,

f,

1041

13

P

61,38,

100,

73

0

Zn

13,6,

h

3544

%1

p

3466

100

,0,0

,0

Le flux "A Rel. Pb Cu" est un flux aberrant quelque soit le pourcentage d'incertitude appliqué àsa valeur (de 17 ä 75 %).Ce phénomène est lié à un défaut d'ëchantiHonneur et à un non équilibrage du circuit.

TABLEAU XIX : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE - POSTE 6 (MeACiectt Oh - 4h)

TEHEURS ET REPARTITIONS ESTIMEES - BILAN GLOBAL ESTIME

- 115 -

117

114

115116

118

119

113120

AlCCAC

MSC

imDegEp.Rel

RelRelEp.Cu

Flot.

. Pb Cu

Pb Cu

. Pb Cu

. Pb Cu

. Pb Cu

Pb Cu

Teneurs

Pds

103

67

129

103

38

42222

Cu

2,78

17,10

4,82

10,90

12,70

5,60

0,3027,55

Pb

6,77

11,25

29,00

20,85

22,55

16,10

2,707,97

Zn

7,68

10,60

15,55

13,25

12,85

14,00

6,894,32

Fe

11,92

21,00

14,15

17,55

17,86

16,80

10,2025,40

Bilan global estimé à partir des teneurs

C

sRelEp.

. Pb Cu

Pb Cu

Al im. flottationreconstituée

Rp

20,

80,

700,

0

0

0

Cu

12,

0,

2,

70

30

?S

P

918

700

,4,6

,0

Pb

22,

2,

6,

55

70

67

P

67

32

100

,6

,4

Zn

12,6,

85

89

OS

P

3168

700

,8

,2

,0

TABLEAU XX : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE

POSTE S [MeAjViadi 16k - 10kl S)

TENEURS VES ECHANTILLONS

BILAN GLOBAL ESTIME

- 116 -

130 Alim Flot.

131 Cone. Deg Pb Cu

132 C Ep. Pb Cu

133 A Re!. Pb Cu

135 C Re!. Pb Cu

136 M Rel. Pb Cu

134 S Ep. Pb Cu

137 C Cu

138 S Deg. Cu

139 S Deg. Pb

140 C Pb (ponctuel 21 )

Teneurs

Pds

665

224

82

261

108

149

504

20

244

48

12

Cu

2,83

8,70

6,70

7,70

14,10

2,72

0,39

29,30

8,50

7,70

14,25

Pb

6,86

8,13

25,80

13,30

19,00

8,57

4,18

4,75

26,80

27,0

21,85

Zn

7,75

8,60

15,65

10,40

12,00

9,45

6,80

3,20

14,80

15,70

9,20

Fe

12,05

15,82

17,71

15,44

18,74

13,03

10,18

27,00

15,58

14,77

16,00

TABLEAU XXI : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE

POSTE 9 [moJiUKLdJL ÎOhlO - J2iuU 2k)


C Rel. Pb Cu

S Ep. Pb Cu

Alim. flottationreconstituée

C Cu

S Deg. Cu

S Ep. Pb Cu

Alim. flottationreconstituée

Rp

17,8

82,2

100,0

4,8

13,0

82,2

100,0

Cu

14,10

0,39

2,83

29,30

8,50

0,32

2,83

p

88,7

11,3

100,0

49,7

39,0

11,3

100,0

Pb

19,00

4,18

6,82

4,75

26,80

4,18

7,15

p

49,6

50,4

100,0

3,2

48,7

48,1

100,0

Zn

12,00

6,80

7,72

3,20

14,80

6,80

7,67

P

27,6

72,4

100,0

2,0

25,1

72,9

100,0

TABLEAU XXI bib : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE

POSTE 9 {mQACJindl ÏOhîO - jzudl îh)

BILANS GLOBAUX ESTIMES A PARTIR VES TENEURS

- 117 -

151 Alim. Flot.

152 C Deg. Pb Cu

153 C Ep. Pb Cu

154 A Rel. Pb Cu

156 C Rel. Pb Cu

157 M Rel. Pb Cu

155 S Ep. Pb Cu

158 C Cu

159 S Deg. Cu

160 S Deg. Pb

161 C Pb (manuel 21)

Poids

439

178

66

184

89

112

336

14

216

61

132

Cu

2.85

7,30

5,30

7,25

13,00

2,40

0,32

29,90

10,50

8,75

10,75

Teneurs

Pb

6,83

8,24

27,80

15,15

21,40

8,50

3,02

4,66

23,70

20,90

35,05

Zn

7,73

8,90

15,95

11,35

13,00

9,60

6,44

3,10

14,25

17,30

11,00

Fe

12,22

15,33

14,56

15,61

18,31

12,98

10,64

27,50

16,86

16,17

13,89

Répartitionsestimées

Cu

100,0

86,7

26,7

113,4

91,5

21,9

8,5

33,1

58,4

42,4

16,0

Pb

100,0

43,9

54,3

98,2

68,8

29,5

31,2

2,0

66,8

40,0

26,8

Zn

100,0

41,1

28,3

69,4

39,2

30,2

60,8

1,2

38,0

7,7

30,3

TABLEAU XXII : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUEPOSTE 10 ljeudi 2h45 - ê>kZ5)


ET REPARTITIONS METAL ESTIMEES

- 118 -

167 C Cu

168 C Pb

169 S Deg. Pb

170 S Ep. Pb Cu

Reconstitué

166 Alimentation

Poids

159

566

481

3912

5118

6375

Rp

3,11

11,06

9,40

76,43

100,00

Cu

30,00

7,60

8,45

0,23

2 , 7 ^

2,76

p

34 ,0

30,6

29,0

6,4

100,0

Pb

3,90

37,25

15,30

1,88

7,11e

6,75

p

1,7

57,9

2 0 , 2

20 ,2

100,0

Zn

2,50

12,40

18,65

5,37

7,30e

7,60

p

1,118,8

24 ,0

56,1

100,0

Fe

27,65

12,25

18,09

9,50

11,24

11,94

P

7,7

12,6

15,1

64,6

100,0

TABLEAU XXIII : ECHANTILLONNAGE PONCTUEL MANUEL 15',POSTE TO {jeudi 11h)

BILAN VES SORTIES VU CIRCUIT

en

185 Alim. Flot.

186 C Deg. Pb Cu

187 C Ep. Pb Cu

188 A Rel. Pb Cu

190 C Rel. Pb Cu

191 M Rel. Pb Cu

189 S Ep. Pb Cu

192 C Cu

S Deg Cu (non échantil.)

193 S Deg. Pb (pollué)

196 Conc. Pb (3 voies)

Teneurs

Poids

277

168

36

106

61

43

175

2

132

7

Cu

2,87

10,15

4,04

8,40

11,15

31,20

0,25

30,00

12,00

10,05

Pb

6,85

15,65

25,85

19,40

22,25

11,80

2,05

4,15

18,20

23,00

Zn

7,82

12,45

16,90

14,15

15,10

13,00

5,92

2,28

15,65

11,85

Fe

12,32

17,47

15,11

16,98

17,24

16,08

10,84

27,65

19,16

14,88

Répartitions estimées

Cu

100,0

156,0

18,7

174,7

94,2

80,5

5,8

7,8

86,4

77,2

9,2

Pb

100,0

71,0

38,0

109,0

82,9

26,1

17,1

0,4

82,5

74,7

7,8

Zn

100,0

55,5

24,3

79,8

53,2

26,6

46,8

0,2

53,0

49,2

3,8

Panne alimentation broyage (14h45 à 15h45)

TABLEAU XXÏl/ : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUEPOSTE 11 (i<Ludl 12h35 - 16k)

TENEURS VES ECHANTILLONS ET REPARTITIONS ESTIMEES

oCM

205

206

207208

210

211

209

212

214

213

AlC

CAC

MS

C

S

S

C

im.

Deg

Ep.

RelRel

RelEp.CuDeg

Deg

Pb

Flot.

. Pb Cu

Pb Cu

. Pb Cu

. Pb Cu

. Pb Cu

Pb Cu

. Cu (non cchant.)

. Pb

Teneurs

Poids

425

221

32220

14

98

392

7

41

9

Cu

2,80

8,25

4,78

7,70

9,10

2,70

0,30

28,30

9,55

9,70

Pb

6,87

14,50

18,20

14,10

23,00

9,30

2,90

4,48

13,00

30,95

Zn

7,56

12,45

16,55

12,45

14,65

11,30

5,48

2,50

18,90

13,00

Fe

11,71

18,49

17,64

17,94

17,17

17,03

9,86

26,60

19,20

14,31

Répartitions

Cu

100,0

117,3

44,9

162,2

60,2

101,9

39,8

32,2

28,0

6,5

21,5

Pb

100,0

65,1

28,8

93,9

26,7

67,2

73,3

1,725,0

13,7

11,3

estimées

Zn

100,0

48,5

17,9

66,4

10,0

56,4

90,0

0,7

9,3

5,4

3,9

Panne alimentation broyage 14h45 - 15h45.

TABLEAU XXl/ : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE

POSTE 7 2 {jíucU 17h10 - 22h15)

TENEURS VES ECHANTILLONS ET REPARTITIONS ESTIMEES

- 121 -


Le dernier échantillonnage doit être totalement exclu de l'analyse(cf. tableau XXV) car les résultats sont particulièrement aberrants ; l'avantdernier échantillonnage doit être manié avec une grande précaution (cf. tableauXXIV). Ces deux tableaux ont cependant été fournis pour montrer la gravité desconséquences d'une panne, pourtant très classique sur ce genre de circuit (àsavoir l'arrêt de l'alimentation pendant un peu moins d'une heure). Le déséqui-libre du circuit se manifeste très nettement par les valeurs des mixtes derelavage Plomb Cuivre et des concentrés. On peut par ailleurs estimer quel'amortissement de cette dégradation des résultats ne peut être inférieur à24 heures.

Cette remarque exprimée, trois faits peuvent être dégagés desrésultats des échantillonnages :

1 - Le premier concerne la très grande stabilité de la récupéra-tion cuivre dans le concentré de relavage Pb Cu (de 88 à 94 %) et la variabi-lité des récupérations Plomb et Zinc.

En regroupant les résultats, on obtient pour ce concentré, lesvaleurs de récupérations suivantes :

PostePostePoste

Poste

PostePoste

6 [Mere.8 [Merc.9 [Merc.10[Jeudi

10[JeudilltJeudi

Oh-4h].16h-20hl5].20h30 - Jeudi

2h45-6h25].

llh].12h35-16h].

Tableau XIX

XX2h]. - XXIbis

XXIIXXIIIXXIV

Cu

90,791,488,791,593,694,2

Pb

61,767,649,6

68,879,882,9

Zn

34,0

31,827,6

29,243,953,2

Les récupérations Pb et Zn dans le concentré de relavage Pb Cuvarient "sinusoidalement" et avec une bonne corrélation.

L'observation des autres résultats de cet échantillonnage permetde donner l'hypothèse suivant de fonctionnement du circuit :

MRel PbCu

- I Ebauchage

Relavage

C Rel.vPb Cu

Pb Cu Le Plomb (et le zinc) flottentbien à 1'ebauchage, mais moins bienau relavage ; la proportion de Plomb(et de zinc) dans le mixte augmente.Cependant la perte Plomb (et zinc)dans le stérile est faible.

Au cours du temps, l'alimenta-tion de 1'ebauchage (comprenant letout-venant et le mixte recyclé) secharge en Plomb (et en zinc).

- 122 -

Les conditions étant maintenues constantes à l'ébauchage, le Plomb(et le zinc) de l'alimentation flottent mal et la perte dans le stérile d'ëpui-sage augmente. La quantité de Plomb et de Zinc arrivant au relavage diminue eton se retrouve dans la situation initiale.

Ce phénomène cyclique doit avoir tendance à s'amortir mais sapériode doit être d'une longueur telle que cet amortissement n'a pu être obser-v é ^ .

Ce phénomène est classique en flottation, mais pour ce type deminerai où les paramètres de la flottation sont très nettement limités et défi-nis, il constitue une pénalisation du procédé.

2 - Le deuxième fait marquant de l'analyse de ces résultats concernele concentré Cuivre : ses spécifications métallurgiques sont excellentes mais larécupération Cuivre est beaucoup trop faible.

Ceci est dû (et sera confirmé par la suite) à une trop forte consom-mation de charbon actif - d'autant que les niveaux des conditionneurs C4 et C5(cf. figure 45) ont été relevés en cours d'essai ; dans ces conditionneurs, lapulpe est mélangée avec le charbon actif et le sulfite et le relèvement du ni-veau se traduit par une augmentation du temps de conditionnement ; on observealors nettement la chute de la récupération Cuivre dans le concentré Cuivre (cf.tableaux XXI bis et XXIII).

Une autre remarque peut être tirée de cette observation:dans le casoù la concentration de charbon actif est élevée, la teneur du concentré Cuivreest élevée (30,0 % environ) : tout se passe comme si on "écrémait" le concentréen ne récupérant que les particules de chalcopyrite les mieux libérés.

L'effet déprimant du charbon actif sur le Plomb et le Zinc devienttrès net.

3 - Ces résultats sont aussi marqués par une reflottation du Plombassez satisfaisante même si le circuit Plomb n'a été démarré qu'assez tard (cf.tableaux XXII et XXIII).

La récupération Plomb par rapport à l'alimentation du circuitPlomb (c'est-à-dire du stérile de dégrossissage Cu) augmente de 40% dans l'échan-tillonnage automatique du poste 10 (cf. tableau XXII) à 74 % dans l'échantillon-nage manuel de ce même poste (cf. tableau XXIII).

Il faut noter que cette augmentation peut être reliée à l'augmen-tation de la consommation de collecteur au dégrossissage et au relavage Plomb.

Cependant, on peut aussi supposer qu'une faible consommation decharbon actif au circuit Cuivre permettrait encore d'améliorer cette récupéra-tion.

(1) Par contre, les changements de couleur des écumes de l'ébauchage et durelavage ont pu être nettement observées et confirment cette hypothèsede fonctionnement.

- 123 -

II faut noter enfin que l'entraînement de Zinc (et de Cuivre) dansle concentré Plomb reste important et ce, malgré l'utilisation de cyanure et desulfate de Zinc dans le circuit Plomb.

4313 - Conclusions des essais de la première semaine

La première conclusion est que le flowsheet présente un risquetrès net de fonctionnement cyclique au niveau du circuit de flottation Pb Cu.

Il serait nécessaire de repenser la recirculation des mixtes derelavage Pb Cu pour s'affranchir de ce risque ^ .

La deuxième conclusion montre (et confirme) que l'obtention d'unconcentré Cuivre de teneur et récupération satisfaisantes passe par une défini-tion minutieuse des paramètres du circuit Cuivre et particulièrement de laconsommation de charbon actif.

(1) En réalité, ce n'est que vers la fin des essais que ce problème a été clai-rement cerné, un certain recul étant nécessaire pour cela.Par conséquent3 les deux autres semaines d'essais ont été réalisés sansmodification majeure à ce niveau du flowsheet si ce n'est une nouvelleconception du conditionnement à l'ébauchage (cf. troisième semaine d'essais),

- 124 -

4.3.2 - Deuxième semaine d'essais

Les principales modifications apportées au flowsheet par rapport àla première semaine concernent le circuit cuivre :

- le mixte de relavage cuivre n'est plus envoyé dans le condition-neur C4 mais directement dans la cellule de dégrossissage Cuivre D (cf. fig. 45) .

- les niveaux des conditionneurs C4 et C5 sont remis à leur niveauinitial (début de la première semaine) d'où une diminution du temps de condi-tionnement de la pulpe avec le sulfite et le charbon actif.

- enfin, les consommations de charbon actif sont diminuées de560 g/t ä environ 200 g/t.

Par ailleurs, le mixte de relavage Pb Cu est recyclé en tête dudégrossissage Pb Cu dans le conditionneur Cl et non plus en tête d'épuisage dansle conditionneur C3.

Ainsi, les conditions de démarrage du circuit sont les suivantes :(cf. tableau XXVI).


NaHSO3Zn SO4CollecteurMoussant

Dégrossissage Cu

NaBSOsCaOpHCharbon

Dégrossissage Zn

CaOpHCu SO4

g/t

10807507028

103060010,6

490

Epuisage Pb Cu


Relavage Cu

NaHSOzpHCharbon

Dégrossissage Zn

CollecteurMoussant

g/t

5404207 0 •14

4208,4

230

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaOpHNa2SCN NaZn S.O4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

g/t

50

34010,61201907425028

TABLEAU XXl/î

- 125 -

Le circuit de broyage a été démarré le lundi à 10h45, le circuitCuivre à 22h45, le circuit Plomb le mardi à 8hl5 et le circuit Zinc le mardià 22h30.

Pendant toute cette mise en route le stérile d'épuisage Pb Cu aété analysé. Les résultats sont les suivants :

Poste

Poste

Poste

Poste

Poste

Poste

Poste

14

15

15

16

16

17

18

(lundi

(lundi

(mardi

(mardi

(mardi

(mardi

(mardi

18h55 ponctuel)

22h30-Mardi lh30 auto)

lh45-5hlO auto)

10h ponctuel)

10h05-13h00 auto)

13hl5-17h auto)

17h-22h50 auto)

Cu

1,30

0,38

0,26

0,33

0,39

0,33

0,45

Pb

5,69

3,00

2,88

2,78

3,49

3,92

5,20

Zn

8,04

6,36

6,40

6,62

6,94

6,93

7,12

Fe

11,40

10,26

10,26

9,87

10,14

10,50

10,54

Les mêmes constatations que celles de la première semaine d'essaispeuvent être faites à savoir le comportement constant du cuivre et une variationtrès importante des teneurs Plomb et dans une moindre mesure des teneurs Zinc etfer.

Après la mise en route du circuit, la teneur Plomb diminue (et doncla perte Plomb dans le stérile) puis augmente continuement ; le Zinc et le fersuivent ces variations mais avec une moins grande intensité.

Plusieurs incidents mécaniques sont alors intervenus (arrêt del'alimentation du circuit flottation au poste 19 - Mercredi 3h30 - 4h20, et auposte 20 - Mercredi 15h - 15h30, 16hl5 - 16h30 et 17h50 - 18hlO). Ces arrêts setraduisent par une diminution du débit de l'alimentation flottation donc unemeilleure flottation du Plomb (et du zinc) et une recirculation des mixtes derelavage Pb Cu moins importante.

Les valeurs des teneurs du stérile d'épuisage Pb Cu traduisentces changements (et particulièrement les teneurs Plomb).

Poste 19 (mercredi 4h-10h auto)

Poste 20 (mercredi 10h45-17h30 auto)

Poste 20 (mercredi 18h30-23hl5 auto)

Cu

0,34

0,30

0,33

Pb

2,77

2,40

2,45

Zn

6,23

5,25

5,22

Fe

10,40

9,88

9,24

Les pannes d'alimentation remplacent (ou se combinent avec) lecycle de distribution du Plomb et du Zinc dans le circuit de flottation PlombCuivre et permettent de diminuer la perte Plomb (et zinc) dans le stérile

- 126 -

d'épuisage Pb Cu (cf. paragraphe 43122).

A partir du moment où le circuit de flottation Pb Cu fonctionnecorrectement, les résultats de l'ensemble du flowsheet sont à peu près constants.

4321 - Résultats

Les échantillonnages présentés sont uniquement des échantillonnagesde sorties du circuit :

- poste 19 (mercredi 9h ponctuel) tableau XXVIII,- poste 20 (mercredi 21h ponctuel) tableau XXIX,- poste 21 (mercredi 18h30-23hl5 auto) tableau XXX.

Les consommations de réactifs pour ces flottations sont restéesà peu près constantes durant ces échantillonnages et sont fournies au tableauXXVII. Il faut noter que le sulfure de sodium (Na2S) introduit à la flottationPlomb a été supprimé ; par contre la consommation de collecteur a été augmen-tée à 100 g/t.

- 127 -



Dégrossissage Cu

NaHSOzCaOpHCharbon

Dégrossissage Zn

CaO 700 à 2500pE variable de 8,5 àCu SO4

g/t

10357807028

980240' 8 /180

11,5560

Epuisage Pb Cu


Relavage Cu

NaHSOzpBCharbon


g/t

590720

56 .14

4008,2

220

7028

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaO 280 à 850pH variable de 8,0 àNa2S suppriméCN fía 'Zn S.O4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

g/t

50

11,0

25060010050

00

TABLEAU XXl/77

288 C Cu289 C Pb290 C Zn

291 S tot.Alim. flot,reconstituée

Al im. flot.

Rp

8,07,0

14,0

72,0

100,0

Cu

24,50

5,30

1,90

0,13

2,69

2,58

P

72,813,8

9,93,5

100,0

Pb

10,4031,40

13,70

1,20

5,816,21

p

14,3

37,833,0

14,9

100,0

Zn

5,8618,90

31,30

0,91

6,83

7,28

P

6,819,4

64,29,6

100,0

Fe

23,9010,30

11,60

10,30

11,70

11,40

TABLEAU XXI/7II : ECHANTILLONNAGE PONCTUEL

VES S0KT1ES

POSTE 19 [mVicAzdl 9h)

- 128 -

331 C Cu

332 C Pb

333 C Zn

334 S tot.

Alim flot,reconstituée

Alim. Flot.

Rp

6,00

6,7

14,4

72,9

100,0

Cu

25,50

4,98

2,55

0,12

2,32

2,58

P

66,0

14,4

15,8

3,8

100,0

Pb

6,84

33,80

17,40

1,32

6,14

6,08

p

6,7

36,9

40,8

15,6

100,0

Zn

5,46

16,90

31,20

0,74

6,49

7,03

P

5,0

17,4

69,2

8,4

100,0

Fe

24,50

10,40

11,20

9,35

10,596

11,50

TABLEAU XXIX : ECHANTILLONNAGE PONCTUEL

VES SORTIES

POSTE 20 [muicAtLcLL 21 h)

341 C Cu

342 C Pb

344 C Zn

345 S tot.

Alim Flot.Reconstituée

Alim Flot.

Rp

6,2

6,8

14,8

72,2

Cu

25,10

5,06

2,38

0,15

2,36

2,58

P

65,9

14,6

14,9

4,6

100,0

Pb

7,55

30,10

15,90

1,59

6,01

6,08

p

7,8

34,0

39,1

19,1

100,0

Zn

6,18

17,50

33,40

1,37

7,50

7,03

P

5,1

15,9

65,8

13,2

100,0

Fe

24,50

11,80

10,70

9,52

10,78

11,50

TABLEAU XXX : ECHANTILLONNAGE AUTOMATIQUE

VES SORTIES

POSTE 2 7 [moAcniudi 18h30 - 23h15)

- 129 -


Ainsi que cela avait déjà été constaté, les pertes Cu, Zn et sur-tout Plomb dans le stérile total sont faibles, la perte Plomb variant entre 15et 19%.

- Le concentré Cuivre a une teneur Cuivre satisfaisante et unerécupération variant entre 66 et 73% qui peut être améliorée en optimisant defaçon plus précise les consommations de charbon actif.

- Dans le concentré Plomb, l'entraînement de Zinc est importantet la récupération Plomb est faible (aux environs de 36%).

- Dans le concentré Zinc, la teneur Plomb et la teneur fer pyritesont élevées ; ceci est dû essentiellement au fait que le pH de la flottationZinc n'a pratiquement jamais dépassé la valeur de 11,0 d'où une bonne flotta-bilité du Plomb et une assez bonne flottabilité de la pyrite.

Par contre, la récupération Zinc dans le concentré Zinc est trèssatisfaisante (entre 65 et 70%).

D'autre part, sur les produits de l'échantillonnage ponctuel dessorties du poste 20 (cf. tableau XXIX) une analyse de mixité a été réalisée(cf. figures 53 à 55).

Rappelons que le rebroyage du concentré débauchage Pb Cu est aucours de cette semaine d'essais, toujours inefficace.

Dans le concentré cuivre (cf. figure 53) la chalcopyrite apparaîtcomme étant bien libérée (degré de libération de 87%) alors que dans le concen-tré Plomb (cf. figure 54) et surtout dans le concentré zinc (cf. figure 55)son degré de libération est très faible (respectivement 59 et 39%).

Cette observation confirme ce qui avait été déjà avancé dans l'ana-lyse des résultats de la première semaine d'essais à savoir que l'effet dépri-mant du charbon actif sur Plomb et Zinc est très marqué et conduit à "écrémer"le concentré Cuivre par dépressions des mixtes chalcopyrite galène et chalco-pyrite blende.

Dans le concentré Plomb (cf. figure 54) la galène est bien libérée(78 %) et la blende est libérée ä 55% alors que dans le concentré Zinc (cf.figure 55) la blende n'est libérée qu'à 65% et la galène à 67%.

Ces différents éléments de l'analyse de mixité montrent que laquasi inefficacité du rebroyage est préjudiciable à la sélectivité des concen-trés Plomb et Zinc et n'affecte le concentré Cuivre que du point de vue récu-pération métal.

* ECHHNÏlLLUN 331

- 130 -

FIGURE 53 - ANALYSE DE MIXITE DU CONCENTRE CUIVRE[ECHANTILLONNAGE PONCTUEL POSTE 20]

LIBERHTIÜN;•: CHFiLCO

se68504ö3 02 SÍÜ

CUMUL •CHfiLCO

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98. 69 9. 09 9.- 699. 69 9. 9100.0

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CHñLCO LIBEREERSSOCIEE ñ PYRITEflSSDCIEE Fi ELENDERSSOCIEE H ijfiLENE

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9@8 070fc'Q5 G40302010

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CUMUL :CHñLCO

62.26'3. 7

i' • - '

9297

40

99. 299. 5

100. 0

- 131 -

FIGURE 54 - ANALYSE DE MIXITE DU CONCENTRE PLOMB[ECHANTILLONNAGE PONCTUEL - POSTE 20]

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CHñL.CO LIBEREEflSSOCIEE H PYRITEflSSOCIEE H BLENDEflSSOCIEE H GRLENE

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LIEERñTIühSí BLENDE

9ÛS070605040302010

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CUMUL :BLENDE

70.374.582.4'I1 O • t1

92.096.0

100.0100.0100.0

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BLENDE LIBEREEfiSSOCIEE Fl PYRITEflSSOCIEE fl CHflLCOflSSOCIEE H GHLENE

551

24i9

.IBERflTION'A GflLEHE

9080706050403 02010

0

CUMUL ;GflLENE

73.530. 2S1.9S4.789. 193. 1'94 .297 .69 9 . ft

100. 0

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#########################################

GflLENE LIBEREEflSSOCIEE fl PYRITEflSSOCIEE h CHflLCOflSSOCIEE H BLENDE

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LIBERHTIÜr'-. CHhLCü

4 08070605940302010

0

CUMUL :CHñLCÜ

47-347.349.4

b :-;.

190. 396. 3

100. 0

- 132 -FIGURE 55 - ANALYXE DE MIXITE DU CONCENTRE ZINC

[ECHANTILLONNAGE PONCTUEL - POSTE 20]ñ 2 Ü 4 0 6 S b •- i •-• !-!

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CHflLCO L IBEREE 39 y.fi S S Ü CIE E H P V R U E 3 ".fiSSOCIEE R BLENDE 51 V,flSS0CTEE R GfiLENE 7 '•:

LIBERFITI ONy. BLENDE

908070605 0 •.

403 02010fi

CUMULBLENDE

81.487. 691.993.494. ?98:, 199. 099. 6

100.01 fin. ñ

O 20 40 60 80! i ! i i

1 00'I

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BLENDE LIBEREEflSSOCIEE R PYRITEHSSOCIEE Fi CHñLCüfiSSOCIEE M G.RLEHE

65

1813

LIBERRTIÜN% GRLENE

908070605040302'0100

CUMUL •GfiLENE67. 373=080.983.3

86 ! 99 0 . F.94.298.0

100. 0

0 20 40 60 80 \y01 ! ! ! ! !##################################. . , . . ' . . . .#####################'###############

##########################################

GfiLENE LIBEREEHSSOCIEE R PYRITEHSSOCIEE R CHfiLCOHSS0C1EE h BLENDE

4 "•:

- 133 -

4323 - Conclusions des essais de la deuxième semaine

Cette deuxième semaine d'essais a permis d'améliorer les spécifi-cations du concentré Cuivre par une meilleure définition des paramètres ducircuit de séparation Pb Cu.

De plus, elle confirme la nécessité du rebroyage du concentréd'ébauchage Pb Cu afin d'améliorer la sélectivité des concentrés Plomb et Zincet d'augmenter en partie la récupération Cuivre dans le concentré Cuivre.

Cependant il est évident que la reflottation du Plomb dans le cir-cuit de séparation Pb Cu est une opération délicate liée à la mauvaise flotta-bilitë du Plomb d'une part et à la bonne corrélation galène blende en flottationd'autre part.

Il est possible d'envisager d'élaborer un concentré global Pb Znplutôt que deux concentrés séparés ; en effet, cette solution présente l'avan-tage de supprimer complètement le circuit de reflottation du Plomb, le stérilede dégrossissage Cuivre étant directement envoyé au circuit zinc, le seul pro-blème technique posé par cette solution étant la sélectivité de la flottationmixte Pb Zn par rapport à la pyrite.

Cependant, un autre avantage de cette solution est que - en raisonde l'excellente sélectivité de la flottation cuivre par rapport au Plomb et auZinc - l'entraînement de Zinc dans le circuit d'ébauchage n'est plus un risquede fonctionnement.

Ainsi, si on regroupe les concentrés Pb et Zn de l'échantillonnageautomatique du poste 21 (cf. tableau XXX) on obtient le bilan suivant (tableauXXX bis).

341 C Cu342+344 C mixte Pb Zn345 Stérile

Alim. Flotreconstituée

Rp

6,221,6

72,2

100,0

Cu

25,10

3,220,15

2,36

p

65,929,54,6

100,0

Pb

7,5520,371,59

6,01

P

7,873,119,1

100,0

Zn

6,1828,391,37

7,50

P

5,181,713,2

100,0

Fe

24,5011,059,52

10,78

TABLEAU XXXbis - PRODUCTION D'UN CONCENTRE CUIVREET D'UN CONCENTRE MIXTE Pb Zn

Moyennant une légère amélioration de la teneur Zinc, ce concentrémixte Pb Zn pourrait constituer un concentré I.S.F. et à condition d'améliorerla récupération Cuivre dans le concentré Cuivre cette solution peut être envi-sagée.

- 134 -

4.3.3 - Troisième semaine d'essais

Les principales caractéristiques et modifications du flowsheetpour la troisième semaine d'essais sont les suivantes (cf. figure 56) :

- recyclage du mixte de relavage Pb Cu en tête du dégrossissagePb Cu dans Cl,

- conditionnement du stérile de dégrossissage Pb Cu dans un condi-tionneur C3 avec hydrogenosulfite de sodium et sulfate de zinc puis flottationd'épuisage dans la cellule A71 et la cellule A72 (la cellule A71 n'étant doncplus utilisée comme conditionneur). Cette modification a pour but essentield'améliorer la récupération Pb dans le concentré d'ébauchage Pb Cu,

- pour le circuit Cuivre, le mixte de relavage Cuivre est envoyédirectement dans la cellule de dégrossissage Cuivre sans passer par le condi-tionneur C4 et le conditionneur C5 est supprimé.

Ces modifications ont pour but d'augmenter la récupération Cuivredans le concentré Cuivre en diminuant (et supprimant) le conditionnement avecle charbon actif ;

- pour le circuit Plomb, addition d'une flottation d'épuisageaprès la flottation de dégrossissage (cellule F' : cellule Agitair 2 x 43 1)afin d'améliorer la récupération Plomb ; cette modification n'est intervenuequ'en cours d'essai.

- la plus importante modification des caractéristiques du circuitest l'utilisation d'un nouveau broyeur pour le rebroyage du concentré d'ébau-chage Pb Cu qui permet de délivrer un produit avec un d80 de 20 microns,

- les consommations de collecteur à l'ëpuisage Pb Cu,au relavagePb Cu et dans le circuit Plomb ont été augmentées.

Le circuit de broyage a été démarré le lundi â 6h30, le circuitCuivre le mardi à 3h, le circuit Plomb à 9 heures.

Signalons qu'au cours de cette semaine les pompes de distributiondu lait de chaux ont été à l'origine de nombreuses difficultés ce qui a amenéà remplacer le lait de chaux par de la soude diluée en début d'essais ; lespompes de distribution du sulfate de zinc se sont souvent déréglées d'où desvariations importantes de la consommation de ce réactif.

De même au niveau du broyage primaire de nombreux problèmes (bou-chage de trémie, panne de pompe etc.) ont causé de fortes perturbations au cir-cuit de flottation.

- 135 -FIGLJRE 56 - FLOWSHEET DE LA TROISIEME SEMAINE PILOTE

Na HSO3 +' Zn SO4.collecteur + moussant

Epuisage Pb CuDégrossissage Pb Cu

Rebroyage

Relavage Cuivre

Relavage Zinc

Relavage Pb Cu

Dégrossissage Cuivre

suppression duconditionneur

Dégrossissage Zinc

Dégrossissage Plomb

Relavage PlombE10

Epuisage PlombEli

- 136 -

4331 - Résultats

Les résultats des échantillonnages sont présentés avec les carac-téristiques de fonctionnement du circuit ; il ne s'agit que d'échantillonnagemanuel des sorties du circuit ou des flux, l'échantillonnage automatique étantinutilisable :

- Poste 31 (mardi 21h - sorties) tableaux XXXI et XXXI bis,

- Poste 32 (mercredi 4h - sorties) " XXXII et XXXII bis,

- Poste 36 (jeudi 8h45 - Flux) " XXXIII à XXXIII ter,

- Poste 39 (vendredi 7h30 - Flux) " XXXIV à XXXIV ter,

- Poste 39 (vendredi 8h45 - sorties) " XXXV et XXXV bis.

- 137 -



Dégrossissage Cu

NaHSOzCaO^^^QtipHCharbonMoussant

Dégrossissage Zn

CaOpHCu SO4

g/t

9457607028

180080

8.623028

//

//

Epuisage Pb Cu


Relavage Cu

NaHSOzpüCharbon


g/t

5001707014

0

0

//

//

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaOpHNa2SCN NaZn SO4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

g/t

70

2209,6

020048014028

014

TABLEAU XXXI Consommation de réactifsPoste 31 (mardi 21 h)

431 C Cu

432 C Pb

433 S Deg Pb430 S Ep Pb

Cu

Aliment,flot, reconstituêe

Pds

390

47267

3764

*693

Rp

8,310,1

1.480,2

LOO.O

Cu

22,26

3,45

2,44

0,26

2,44

p

75,8

14,3

1,48,5

100,0

Pb

10,75

40,80

19,59

3,49

8,09

P

11,0

51,0

3,4

34,6

100,0

Zn

10,5

17,8

25,00

6,92

8,57

p

10,2 .

21,3

4,0

54,8

100,0

Fe

21,8

8,525,27

11,86

TABLEAU XXXI bis Echantillonnage manueldes sortiesPoste 31 (mardi 21 h)

- 138 -

g/t


NaHS03Zn SO4CollecteurMoussant

Dégrossissage Cu

NaHSÛ3CaOrs* NaOHpHCharbonMoussant

Dégrossissage Zn

CaOpHCu SO4

9504507028

103075

8,824028

//

//

Epuisage Pb Cu

NaHSOZin SO4CollecteurMoussant

Relavage Cu

NaHSOZpHCharbon


g/t

500330

70 •14

0

0

//

//

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaOpHNa2SCN NaZn SO4 (arrêtée)CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

•q/t~i

70

45010,7

0260

014028

014

TABLEAU XXXII Consommation de réactifsPoste 32 (mercredi 3h)

446 c Cu

447 C Pb

449 S Deg Pb

448 S Ep PbCu

Aliment,flot, reconstituée

Pds

533

611

33

4038

5215

Rp

10,2

11,7

0,7

77,4

100,0

Cu

24,50

2,79

2,10

0,32

3,09

P

80,9

10,6

0,5

8,0

100,0

Pb

7,63

26,95

14,45

3,28

6,57

p

11,8

48,0

1.638,6

100,0

Zn

8,70

21,40

23", 30

6,34

8,46

P

10,5

29,6

1,958,0

100,0

Fe

23,20

13,36

12,52

11,35

TABLEAU XXXII bis Echantillonnage manuel dessorties Poste 32(Mercredi 4 h)

- 139 -

_


NaHS03Zn SO4CollecteurMoussant

Dégrossissage Cu

NaHSOzCaö^NaOHpHCharbonMoussant

Dégrossissage Zn

CaOpBCu SO4

g/t

9006157028

1125757,6

27028

157011,1

420

Epuisage Pb Cu


Relavage Cu

NaHSOzPBCharbon


g/t

470450

7 0 •

14

0

0

7014

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaOr^t NaOHpHNa2SCN Na 'Zn S.O4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

g/t

70

»108,6C

Î15¡7014028

023

TABLEAU XXXIII: CONSOMMATION VES REACTIFS

POSTE 36 [jvjuU 7 h)

528 C Cu530 C Pb

532 C Zn

533 Stérile

Cu

24,70

2,25

1,55

0,26

P

78,5

8,72,99,9

100,0

Pb

6,24

25,75

7,98

4,32

P

5,9

16,4

5,1

72,5

100,0"

Zn

7,24

21,10

36,80

4,09

P

6,1

11,8

25,4

56., 7

1 0 0 , 0

Fe

24,65

15,52

8,88

11,18

TABLEAU XXXJUbli : BILAN GLOBAL VES S0ZT1ES

POSTE 36 [jeudi Sh45)

TENEURS VES ECHANTILLONS ET REPARTITIONS

METAL ESTIMEES (e¿. tableau ¿uivant XXXZII tin)

I

o

521522

523

524

525

526

527

528

529530

531

532

533

534

535

536

niveauéchan-tillon

1

2

3

4

5

6

7

8

910

11

12

131415

16

Al

CCA

SCMC

SC

scsAAC

im.

Deg

EpRel

EpRelRelCu

DegPbDeg

Zn

tot

Deg

DegDeg

Flot.

Pb Cu

Pb Cu

. Pb Cu

Pb Cu

.Pb Cu

. Pb Cu

Cu

. Pb

CuPb

Zn

Poids

5010

380

794

897

3303

388

244

244

375

318

99

155

3124

592

4211461

Cu

3,15

22,23

7,76

12,86

0,33

17,90

5,30

24,70

2,41

2,25

1,12

1,55

0,26

13,95

1,95

0,37

Pb

7,76

7,44

24,96

18,90

6,10

12,45

25,00

6,24

25,10

25,75

8,66

7,98

4,82

14,67

21,30

5,82

Teneurs

Zn

10,30

6,92

15,90

12,55

7,67

11,30

11,50

7,24

20,30

21,10

20,30

36,80

4,09

13,80

21,30

7,46

Fe

16,18

23,85

16,29

19,41

10,82

22,60

15,55

24,65

15,63

15,52

24,60

8,88

11,18

20,30

17,32

10,92

Répartitions

Cu

100,0

57,9

49,6

107,5

11,6

88,4

19,1

78,5

9,9

8,7

1,2

2,9

9,9

93,0

9,2

6,1

Pb

100,0

10,6

51,6

62,2

74,8

25,2

37,0

5,9

19,3

16,4

2,9

5,172,6

34,4

35,5

33,7

estimées

Zn

100,0

8,7

27,8

36,5

78,0

22,0

14,5

6,1

15,9

11,8

4,125,4

56,7

29,3

32,1

39,0

TABLEAU XXXIII ter : Echantillonnage manuel des flux-Poste 36 (jeudi 8h45)

Teneurs des échantillons et répartition métal estimées

- 141 -


NaRSOzZn SO4CollecteurMoussant

Dégrossissage Cu

tlaHSOzCaO r^r NaOHpHCharbonMoussant

Dégrossissage Zn

CaOpSCu SO4

g/t

4503757028

1060808,1

25028

270010,3

1050

Epuisage Pb Cu

NaESOZ •Zn SO4CollecteurMoussant

Relavage Cu

MHSOzpHCharbon

Dégrossissage Zn

CollecteurMoussant

0360

7 0 •28

0

0

700

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaOr^r NaOHF*Na2SCN lia ' •Zn S.O4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

g/t

7014

2859,0

021070014028

028

TABLEAU XXXIV : CONSOMMATION VES REACTIFSPOSTE 39 [vmùiexU 7 h)

594 C Cu

596 C Pb

602 C Zn

599 Stérile

Cu

14,90

2,11

1,01

0,29

P

82,4

7,2

3,17,3

100,0

Pb

16,00

21,10

7,77

3,33

P

14,6

26,7

10,8

47,9

100,0

Zn

14,20

20,50

49,15

4,22

P

6,0

14,5

46,7

32,8

100,0

Fe

19,80

17,92

7,29

11,57

TABLEAU XXXIV bib : BILAN GLOBAL VES SORTIESPOSTE 39 [vindKoAi ?k30)

TENEURS VES ECHANTILLONS ET REPARTITIONSMETAL ESTIMEES Ici. tablea ¿tUvant XXXIV tvi)

I

CVJ

587588

589

590

591

592

593

594

595

596

597

Ó02

599

600

601

598

niveau

tillon

12

3

45

6

7

8

9

10

11

12

13

14

15

16

A Flot.C Deg Pb Cu

C Ep Pb Cu

A Rel. Pb Cu

S Ep Pb Cu

C Rel. Pb Cu

M Rel. Pb Cu

C Cu

S Deg Cu

C Pb

S Deg Pb

C Zn

S Total

A Deg Cu

A Deg Pb

C Deg Zn

PniH<;r u i U J

4720

200

416

606

2248

466

110

272

49124170253

2141

1005

441332

Teneurs

Cu

3,22

25,10

12,80

12,90

0,33

11,15

3,08

14,90

1,77

2,11

0,82

1,01

0,29

10,30

1,28

0,88

Pb

7,95

5,76

13,88

13,90

4,77

18,30

9,70

16,00

17,80

21,10

4,43

7,77

3,33

16,70

11,40

7,10

Zn

9,86

5,18

14,00

12,55

7,68

13,05

7,28

14,20

17,25

20,50

19,55

49,15

4,22

13,85

20,10

46,80

Fe

13,30

26,00

20,20

21,16

10,20

19,23

14,18

19,80

19,10

17,92

22,55

7,29

11,57

20,07

21,19

7,40

Répartitions <

Cu

100,0

46,2

48,2

94,4

9,790,3

4,1

82,4

7,97,2

0,7

3,1

7,3

123,8

6,8

3,5

Pb

100,0

6,341,4

47,7

57,2

42,8

4,9

14,6

28,2

26,7

1,5

10,8

47,9

85,0

25,5

11,9

îstimées

Zn

100,0

3,6

23,7

27,3

75,2

24,8

2,5

6,0

18,8

14,5

4,346,7

32,8

46,0

29,2

51,2

Tableau XXXIV ter : Echantillonnage manuel des fluxPoste 39 (vendredi 7 h 30)Teneurs des échantillons et répartitions estimées.

- 143 -



Dégrossissage Cu

NaHSOzCaO <->- NaOHPBCharbonMoussant

Dégrossissage Zn

CaOpHCu SO4

4503157028

1035808,522528

220011,2

1050

Epuisage Pb Cu

MHSOZ (arrêtée)Zn SO4CollecteurMoussant

Relavage Cu

MHSO3pHCharbon


0780

7 0 •28

0

0

7014

Relavage Pb Cu

Collecteur

Dégrossissage Pb

CaO^NaOEpHNazSCN NaZn SO4CollecteurMoussant

Relavage Pb

CollecteurMoussant

70

1058,9

0240600140Z8

028

TABLEAU XXXV Consommation de réactifsPoste 39 (vendredi 8 h 45)

607 C Cu

Ó08 C Pb

609 C Zn

610 S Tot.

606 Al. flot

Aliment,flot, reconstituêe

Pds

452244

372

3089

5639

4157

Rp

10,95,9

8,9

74,3

100,0

Cu

23,353,08

1,68

0,30

3,18

3,12

P

82,25,8

4,87,2

100,0

Pb

10,6513,65

7,487,85

8,05

8,46

P

13,79,5

7,968,9

100,0

Zn

7,8418,45

47,00

3,78

9,12

8,93

p

9,612,2

46,8

31,4

100,0

Fe

23,6020,30

7,97

10,40

13,30

TABLEAU XXXV bis Echantillonnage manueldes sorties Poste 39(vendredi 8 h 45)

- 144 -


43321 - Circuit de flottation Plomb Cuivre

Si on regroupe les teneurs et récupérations estimées des stérilesd'épuisage Pb Cu, on obtient le tableau de valeurs suivant :

Poste 31(mardi 21 h)

Poste 32(mercredi 4 h)

Poste 36(jeudi 8 h 45)

Poste 39(vendredi 7 h 30)

Cu

0,26

0,32

0,33

0,33

p

8,5

8,0

11,6

9,7

Pb

3,49

3,28

6,10

4,77

P

34,6

38,6

74,8

57,2

Zn

6,92

6,34

7,67

7,68

P

64,8

58,0

78,0

75,2

Fe

11,86

11,35

10,82

10,20

On note la bonne stabilité de la perte cuivre de 8 à 10 % et l'im-portance de la perte plomb (de 35 à 75 %) dans ce stérile d'épuisage. La pertede plomb varie de façon "sinusoïdale" tel que cela avait été déjà remarqué lorsdes deux précédentes semaines, mais pour cette troisième semaine elle atteintdes valeurs très élevées et jamais atteintes.

Etant donné qu'à l'ébauchage les consommations de collecteur ont étéaugmentées par rapport aux deux semaines précédentes, la seule explication de cephénomène doit être cherchée dans la modification du broyage.

En effet, le broyage étant plus poussé, la galène est très finementbroyée, d'où une augmentation importante de sa surface spécifique ; parallèlement,le temps de séjour de la pulpe dans le broyeur a considérablement augmenté et desmodifications de la surface de la galène peuvent se produire (oxydation, modifi-cation chimique, etc ... ?).

Les conditions au relavage et à l'ébauchage ne sont plus optimalespour une bonne récupération de la galène ; particulièrement les consommations decollecteur sont insuffisantes.

Notons que ce phénomène doit être cyclique et que ce cycle de "sur-broyage" doit se superposer au cycle de circulation des mixtes de relavage Pb Cudéjà observé, (cf. paragraphe 43122).

Il est évident que ces mauvais résultats à l'ébauchage pénalisentconsidérablement l'intérêt de cette troisième semaine d'essais.

En effet, une grande proportion de galène ne rentre pas dans le circuitde séparation Pb Cu et au niveau de la reflottation plomb, les paramètres de flot-tation se trouveront surdimensionnés.

- 145 -

43322 - Circuit de séparation Plomb Cuivre

La flottation du cuivre reste très sélective (1) , ce qui est logi-que puisque le contenu plomb et zinc dans le circuit cuivre est plus faibleque lors des précédentes semaines ; la récupération cuivre dans le concentrécuivre est améliorée et se situe autour de la valeur de 80 %.

Cette amélioration peut être liée aux modifications apportées aucircuit Cuivre au niveau du conditionnement avec le charbon actif (cf fig. 56) etaussi à la meilleure efficacité du rebroyage.

En ce qui concerne la reflottation plomb, 1'entrainement,dans le con-centré, de zinc et dans une moindre mesure de pyrite, est très important du faitde la faible proportion de plomb entrant dans le circuit plomb et donc du sur-dimensionnement des paramètres de flottation.

En calculant les récupérations Pb et Zn dans le concentré plomb parrapport à l'alimentation du circuit de reflottation plomb (c'est-à-dire le stéri-le de dégrossissage cuivre), on obtient les valeurs suivantes :

Ech. Poste

Ech. Poste

Ech. Poste

Ech. Poste

31

32

36

39

(cf. tab!. XXXI bis)

(cf. tabl. XXXIIbis)

(cf. tabl. XXXIIIter)

(cf. tabl. XXXIV ter)

Récupérationsconcentré pi or

au Í

Rec Pb %

93,7

96,8

84,9

94,7

métal dans leib par rapport5 Deg Cu

Rec Zn %

84,0

94,0

74,2

77,1

II apparait que les récupérations plomb sont excellentes et se confir-me que l'entraînement de zinc est considérable.

43323 - Circuit de flottation Zinc

Les concentrés zinc obtenus au cours de cette troisième semaine d'es-sais atteignent des teneurs satisfaisantes (47 à 49 %) s mais la récupération zincdans le concentré est généralement faible (elle ne dépasse jamais 47 % du zinctout-venant) et la perte zinc dans le stérile est élevée.

En regroupant les teneurs Pb, Zn et Fer dans le concentré zinc etles récupérations Pb Zn calculées par rapport à l'alimentation du circuit zinc(c'est-à-dire Stérile Dégrossissage Pb + Stérile Dégrossissage Pb Cu), on obtientles valeurs suivantes :

(1) Noter cependant le résultat aberrant de l'échantillonnage du poste 39 (ta-bleau XXXIV bis) lié à un dérèglement du circuit cuivre (cf. en particulier lesvaleurs des teneurs et répartitions de l'Alimentation du Dégrossissage Cuivre -A Deg Cu - dans le tableau XXXIV ter).

- 146 -

Ech. Poste 36(cf. Tab. XXIIIter)

Ech. Poste 39(cf. Tab. XXXIVter)

Teneurs Pb, Zn Fer, Pyrite et répartitionsPb Zn calculées par rapport à l'alimentation

flottation zinc

Zn

36,80

49,15

p

30,9

58,7

Pb

7,98

7,77

p

6,6

18,4

Fer-Pyri-te

7,52

6,40

On constate que la teneur zinc est indépendante de la teneur ferpyrite (i) et donc que 1'entrainement de silice dans les concentrés peut êtreimportante.

Cette observation est logique car les cellules utilisées pour lecircuit Zinc (Wemco) ne sont pas équipées de raclettes et fonctionnent unique-ment par débordement ; selon le réglage de moussant, 1'entrainement mécani-que de silice peut être important.

La récupération zinc calculée par rapport à l'alimentation du cir-cuit Zinc est très faible (puisqu'elle ne dépasse pas 59 %) ; deux hypothèsespeuvent être fournies pour expliquer ce mauvais résultat :

- les paramètres du circuit zinc n'ont jamais été optimisés - ledébit de la pompe alimentant la pulpe en lait de chaux était très variable et larégulation du pH pratiquement impossible ; il est probable que la consommationde collecteur est très insuffisante - La consommation de sulfate de cuivre n'ajamais été optimale : on constate en effet, que lorsqu'elle est de 420 g/t (cf.Tableau XXXIII) la récupération de zinc par rapport au tout-venant est de 25,4 %(cf. Tableau XXXIIIbis) : lorsque elle est de-1050 g/t (cf. tableau XXXIV) la récu-pération zinc est de 46,7 % (cf. Tableau XXXIV bis).

- d'autre part, la récupération plomb dans le concentré zinc (calcu-lée par rapport à l'alimentation du circuit zinc) est très faible (6,6 à 18,4 %).Or, la dépression du plomb par le pH est peu probable puisque le pH a rarementdépassé 11,5 ; en comparant les résultats de cette troisième semaine avec ceux dela deuxième semaine (cf. tableau XXIX et XXX), il apparait que l'explication de lanon flottabilité du plomb dans le circuit zinc doit être recherché au niveau durebroyage.

En effet, en comparant les répartitions Plomb des 2 échantillonnagesde flux de cette troisième semaine, on peut tirer les valeurs suivantes :

(1) La teneur Fe -pyrite est calculée en considérant que le fer total dosé serépartit seulement entre chalcopyrite et pyrite.

- 147 -

ACSCC

Rel.Rel.Ep PbPbZn

Stérile

D;r\cipport

Pb CuPb CuCu

total

Rep.

Rep.

Pb

Pb

C

C

Pb

Rel

x 100

Pb Cu

Poste 36(Tableau XXXIII ter)Répartititon Pb

62,225,274,816,45,172,6

Poste 39(Tableau XXXIV ter)Répartition Pb

47,742,857,226,710,847,9

Rapport

65,0

Pb Stérile Total x 100

Rep. Pb (A Rel. Pb Cu + SEp Pb Cu)53,0

62,4

53,0

On constate que la répartition Plomb dans l'alimentation du relava-ge Pb Cu (c'est-à-dire dans la fraction tidbnoytz) est plus faible dans 1"ëchantilon-nage du poste 36 et que la perte plomb dans le stérile total présente une variationanalogue.

Par contre, les deux rapports de répartitions Plomb qui ont été calcu-lés ont les mêmes valeurs .

Ces différentes constatations montrent que la répartition du plomb auxdifférents niveaux de ce circuit ne dépend que de la quantité de plomb qui a étérebroyée.

Autrement dit (et tel que cela apparaissait déjà lors des précédentessemaines) le circuit est mal adapté à la flottation du Plomb.

4333 - Conclusions des essais de la troisième semaine

Cette troisième semaine d'essais a permis d'obtenir un concentré cui-vre de teneur et récupération satisfaisantes ; l'optimisation des paramètres ducircuit cuivre et l'efficacité du rebroyage sont à l'origine de cette améliorationdes résultats.

Par contre, les paramètres du circuit de flottation Pb Cu ne sont plusadaptés à l'introduction d'un rebroyage efficace (contrairement à celui des deuxprécédentes semaines) et les mauvais résultats (concernant le Plomb seulement) dansce circuit sont dus à la fois à l'inadéquation du recyclage du mixte de relavagePb Cu (déjà noté pour les précédentes semaines) et à cette inadaptation des para-mètres de la flottation.

Le concentré zinc atteint des teneurs satisfaisantes mais la récupé-ration zinc y est trop faible, les paramètres de la flottation zinc n'ayant paspu être optimisés.

- 148 -

4.4 - BILAN DES ESSAIS PILOTES

Les faits marquants de ces essais sont les suivants :

- mauvaise conception du circuit de flottation semi-globale Pb Cuvis-à-vis du recyclage des mixtes de relavage Pb Cu et inadaptation des para-mètres de ce circuit (vis-à-vis du Plomb) lorsque le rebroyage est efficace.

Malgré les problèmes qu'il entraine, le rebroyage permet d'améliorerde façon sensible la récupération cuivre dans le concentré cuivre.

- obtention d'un concentré Cuivre de teneur et récupération Cuivresatisfaisantes (25 % Cu et 80 % récupération) moyennant une optimisation minu-tieuse des paramètres du circuit Cuivre (conditionnements, structure du circuitet consommations de charbon actif particulièrement),

- difficulté d'obtenir un concentré plomb marchand ; 1"entrainementde zinc dans le concentré plomb est important mais, considéré seul le circuitplomb autorise une bonne récupération du Plomb entrant,

- obtention d'un concentré zinc de teneur zinc satisfaisante (49 %)mais de récupération trop faible (47 % du zinc tout-venant). Il faut cependantnoter que les consommations de réactifs n'ont jamais été optimisées dans le cir-cuit de flottation zinc.

- l'échec de l'obtention d'un concentré plomb marchand a conduit àenvisager la possibilité de produire un concentré mixte Pb Zn. Celui-ci titre :3,2 % Cu, 20,4 % Pb (73 % de récupération) 28,4 % Zn (82 % de récupération) et11,1 % fer.

Ce concentré est obtenu en regroupant le concentré Pb et le concentréZn, mais pourrait être aussi obtenu en recyclant directement le stérile de dégros-sissage Cuivre au circuit de flottation Zinc afin de réaliser une flottation mixtePb Zn.

Ces essais montrent que le procédé de flottation semi globale peutdonner de bons résultats sur le minerai de Bodennec à condition que la structuredu circuit de flottation Pb Cu soit entièrement modifiée dans le sens d'une "ouver-ture" du circuit pour s'affranchir totalement du recyclage des mixtes de relavagePb Cu- (V.

Dans cette optique, il faut faire suivre la flottation de relavage parune ou deux flottations d'épuisage de façon à aboutir au schéma suivant :

(1) Ces essais-entre autres enseignements-confirment les conclus-ions des essaisde laboratoire préparatoires concernant la qualité du concentré cuivre etl'éventualité de difficultés provenant du recyclage des mixtes de relavage

Pb Cu.

- 149 -

TV Broyage Ebauchage Pb Cu ——

IConcentré d'ebauchage

Pb Cu

SEp Pb Cu••Circuit Zinc

•Rebroyage

•Relavage Pb Cu Epuisage Pb Cu«

Relavage

Flotté

Flotté

Non flotté

Concentré Pb Cu

Le non flotté de la (ou des) flottations d'épuisage relavage Pb Cun'est plus recyclé à l'ébauchage Pb Cu mais est envoyé directement dans le circuitzinc où il rejoint le stérile d'épuisage Pb Cu.

Cette modification de structure doit aussi s'accompagner d'une modifi-cation des paramètres de la flottation débauchage Pb Cu et particulièrement del'addition de sulfite à 1'epuisage Pb Cu que l'on soupçonnait (au niveau des essaisde laboratoire) d'être néfaste à la récupération plomb à l'ébauchage (cf. paragra-phe 3242).

Toutes ces remarques nous ont conduits à reprendre quelques essais delaboratoire pour tenir compte des enseignements de ces essais pilotes afin d'amé-liorer leurs résultats vis-à-vis du plomb (cf. chapitre 5).

4.5. COMPORTEMENT DE L'ARGENT - COMPOSITION CHIMIQUE DES CONCENTRES

4.5.1 - Comportement de l'argent

Le comportement de l'argent a été étudié sur les bilans de l'échantil-lonnage automatique du poste 21 (cf. Tableau XXX paragraphe 4321) ä partir duquelavait été envisagé la possibilité de produire un concentré mixte Plomb zinc.Lesrésultats sont donnés au Tableau XXXVI.

Il faut noter que le concentré mixte Pb Zn titre 420 g/t en Ag ce quireprésente 70 % de 1'argent tout-venant.

La corrélation entre la répartition de l'Argent et celles du Plombet du Cuivre (pAg = 0,17 pCu + 0,83 Pb) s'applique de façon satisfaisante à cebilan (cf. paragraphe 3.2.6).

341 C Cu

342 C Pb

344 C Zn

342 + 344 C Pb+Zn

345 Stérile

Alimentationflottationreconstituée

Rp

6,2

6,8

14,8

21,6

72,2

100,0

Cu

25,10

5,06

2,38

3,22

0,15

2,36

P

65,9

14,6

14,9

29,5

4,6

100,0

Pb

7,55

30,10

15,90

20,37

1,59

6,01

p

7,8

34,0

39,1

73,1

19,1

100,0

Zn

6,18

17,50

33,40

28,39

1,37

7,50

P

5,1

15,9

65,8

81,7

13,2

100,0

(ppm)Ag

290

620

327

420

30

131

P

13,8

32,4

37,2

69,6

16,6

100,0

Fë

24,50

11,80

10,70

11,05

9,52

10,78

Tableau XXXVI : Comportement de l'Argent.Echantillonnage automatique des sorties(poste 21 - 2ème semaine d'essais)

- 151 -

4.5.2 - Composition chimique des concentrés

Ces dosages concernent à la fois des concentrés obtenus en labora-toire et en essais pilotes et une alimentation flottation. Il s'agit des concen-trés des essais suivants :

Essai de laboratoire n° 34 (cf. paragraphe 3252) :

Concentrés Cuivre (204), Plomb (206) Zinc (208)

Essai pilote : échantillonnage poste 20 (cf. paragraphe 4321, ta-bleau XXIX)Concentrés Cuivre (331), Plomb (332), Zinc (333)

Essai pilote : échantillonnage poste 39 (cf. paragraphe 4321, ta-bleau XXXIV bis)Concentré Zinc (602).

Alimentation flottation (essai pilote;81)

Les résultats de ces dosages sont donnés au tableau XXXVII.

CNJ

Alimentationflottation(éch.n° 81 -Essai pilote)

Concentré cuivre(éch.n° 204 -Essai labo)

Concentré cuivre(éch.n° 331 -Essai pilote)

Concentré plomb(éch.n° 206 -Essai labo)

Concentré plomb(éch.n° 332 -Essai pilote)

Concentré zinc(éch.n° 2J8 -Essai labo)

Concentré zinc(éch.n° 333 -Essai pilote)

Concentré zinc(éch.n° 602 -Essai pilote)

Cu%

2,85

25,80

25,50

2,48

4,98

0,93

2,55

1,01

Pb%

6,83

8,24

6.84

44.70

33,80

5,34

17,40

7,77

Zn%

7,64

6,93

5,46

12,40

16,90

40,70

31,20

49,15

Fe %tot.

12,00

24,40

24,50

8,78

10,40

12,80

11,20

7,29

S%

15,40

29,30

31,90

23,05

25,00

31,90

28,20

30,50

Si02

%

41,90

0,72

2,10

2,20

3,64

5,40

5,22

2,30

ppmAg

145

322

278

824

660

128

335

183

ppbAu

¿lOO

340

¿100

180

$100

ilOO

ilOO

S100

ppmAs

190

20

40

100

120

175

290

230

ppmBi

160

220

190

985

700

140

360

170

ppmci-

1080

780

1190

ND

ND

850

620

1150

ppmHg

2,5

1.9

1.7

ND

ND

13,5

8,3

6,0

ppmSb

230

225

330

375

370

ND

ND

ND

Se

ND

ND

Sn

ND

ND

ND

ND

ND

ppmCd

270

ND"

ND

475

620

1650

1160

1930

ppmNi

60

ND

ND

30

40

60

50

30

ppmCaO

3100

ND

ND

240

1200

220

2100

1000

MgO%

1,64

ND

ND

0,09

0,20

0,27

0,25

0,17

ppmBa

130

ND

ND

20

80

30

50

15

Ge

ND

ND

ND

ND

Tableau XXXVII : Composition chimique de concentrés de flottation(laboratoire et pilote) et de l'alimentationflottation.

Ni> : non doié.

- 153 -

4.6. CARACTERISTIQUES DE FILTRABILITE DES CONCENTRES

Les caractéristiques de filtrabilité des concentrés ont été détermi-nés sur les concentrés produits lors de la troisième semaine d'essais.

ConcentréConcentréConcentré

CuivrePlombZinc

CuPbZn

252843

%.20.10

CuCu

21,30.20

ZnPb

: 22: 15

,60,00

Fe :Fe :

127,70,80

Les concentrés ont été filtrés sous vide, sous un gradient de pressionconstant, le volume de filtrat écoulé a été mesuré en fonction du temps.

La filtration à gradient de pression constant AP est représentée parla relation :

t » n a m ' V2 + n Rm V (1)

2 AP S 2 S A P

où en unités C.G.S.

t = temps en secondes (s)

V = volume de filtrat écoulé au temps t (cm3)

AP= gradient de pression en baryes

a = résistance spécifique â la filtration cm. g"

m'= masse de gâteau sec déposé par unité de volume de filtrat g. cm"2

S = surface de la cellule de filtration cm

n = viscosité du filtrat à la température de l'essai (Poises)

Rm= résistance du médium filtrant en cm .

La relation (1) peut être linéarisée en posant :

- = aV + b (2)V

où a = tge est la pente de la droite obtenue en portant V enabsisses et t en ordonnées et b l'ordonnée à l'origine.

V

Les caractéristiques de filtration a et Rm sont calculées àpartir des déterminations expérimentales de a et b :

tge . Ka

m1

où K = est une constante dont la valeur dépend de la

cellule utilisée et des conditions opératoires

a _ b.AP. S"m -

- 154 -

Une cellule de laboratoire de diamètre 90 mm a été utilisée, avecun filtre comme médium et une pression résiduelle de 100 mm Hg correspondant àun gradient de pression de 660 mm Hg, soit 0,881 x 10^ baryes. La cellule estconstituée d'un Büchner en porcelaine, d'une éprouvette à pied, d'un manomètre-régulateur de vide assurant une dépression constante dans 1'éprouvette en fonc-tion du temps contrôlé par un chronomètre.

Sur le concentré cuivre, plusieurs essais ont été réalisés à pH na-turel sans floculant pour choisir le filtre (filtre rouge à filtration rapide n° 111Durieux).

Il est apparu que des floculants étaient nécessaires pour améliorer letemps de filtration et le choix s'est porté sur le Separan NP 10.

Avec le filtre choisi et le Separan NP 10 à la concentration de 50 g/tles essais de filtration ont été réalisés sur chacun des concentrés : concentrécuivre (fig. 57), concentré plomb (fig. 58), concentré zinc (fig. 59).

Les caractéristiques de filtration sont données sur le tableauXXXVIII.

On note que la résistance spécifique à la filtration du concentréPlomb est 8 à 9 fois supérieure à celles des concentrés Cuivre et zinc ; la plusgrande finesse de la galène est à l'origine de cette différence de résultats.

Figure N° 57- 155 -

Filtration sous vide du concentréCuivre (Essai 9)

t/v

iff--"^.:

^n

:r^z~r=pz:=t:-

EEE

--~-^-

—H

—'—p~;— _ —î ~

- / ~

EEE

Figure n° 58- 156 -

Filtration sous vide du concentréPlomb (Essai 17)

- 157 -

Figure n° 59 Filtration sous vide du concentréZinc (Essai 15)

00

ConcentréCuivre

ConcentréPlomb

ConcentréZinc

Conc. soli-

de alimen-

tation

35,2 %

44,3 %

35,8 %

m1_3

gern

0,543

0,795

0,558

Tempé-

rature

20

20

20

Constante

celluleK

UCGS.10

7,096

7,096

7,096

tje

CGSIO

158

1812

144

b

_3

sem

1,2

4 fc

2,1

Résistancespécifique

à lafiltration

_1 u 10

Cmg x 10

20,6

161,7

18,3

Résistancedu médiumfiltrantRm

_a 9cm x 10

6,69

11,70

Humiditédu

gâteau

100 Pe

Ps

40,8

33,7

37,7

Epaisseurdu

gâteauhumide

mm

13

19

15

Tableau XXXVIII : Caractéristiques de filtration sous videdes concentrés.

L'ordonnée à l'origine de la courbe de filtration du concentré plomb ne peut pas être déterminée.

5 - ESSAIS DE LABORATOIRE COMPLÉMENTAIRES

- 159 -

5. ESSAIS DE LABORATOIRE COMPLÉMENTAIRES

Ces essais ont été entrepris pour tenir compte des enseignementsdes essais pilotes concernant d'une part "l'ouverture" du circuit (au niveaude la flottation Pb Cu) pour éviter au maximum le recyclage des mixtes de re-lavage Pb Cu et d'autre part, l'optimisation des paramètres de la flottationPb Cu pour améliorer la récupération Plomb dans le concentré Plomb.

Signalons que les réactifs utilisés pour ces essais sont ceux quiont été utilisés en pilote (cf. paragraphe 421) ; en ce qui concerne la conduitedes essais, les mêmes paramètres que ceux de l'essai d'optimisation (broyage etconcentration solide ; cf. paragraphe 3252) ont été conservés.

Ces essais de laboratoire ont été réalisés en mesurant le potentield'oxydo-réduction de la pulpe au fur et à mesure du déroulement de l'essai (aumoyen d'une électrode de platine).

En effet - et ainsi que cela a déjà été souligné - la mauvaiseflottation du Plomb peut être attribuée, en partie, à une oxydation des surfa-ces de la galène (au cours du rebroyage en particulier) ; la mesure du potentield'oxydo-réduction de la pulpe pourrait faire apparaître une corrélation entresa valeur et le taux de flottation de la galène et permettre de déterminer d'unepart l'influence du potentiel d'oxydo-rëduction et d'autre part les combinaisonsde réactifs permettant de contrôler le potentiel d'oxydo-réduction.

Ces mesures ont fourni une quantité importante de valeurs dontl'interprétation est délicate voire impossible ; en effet, il apparaît que lavaleur initiale du potentiel redox (c'est-à-dire la valeur au démarrage del'essai de flottation) dépend du temps écoulé depuis la fin du broyage. Pourcette raison nous avons essayé, dans la mesure du possible de ne démarrer l'es-sai de flottation qu'après un laps de temps constant depuis la fin du broyage.

Cette remarque sur les variations de la valeur du potentiel dela pulpe avec le temps peut être mise en parallèle avec celle sur le dosagedes ions solubles après broyage (cf. paragraphe 313) : on notait en effet unetrès importante variation de la teneur en fer soluble au cours du temps.

Avant d'aborder la présentation et l'analyse des résultats de cesessais, nous résumons la démarche que nous avons suivie :

(T) quelque soit l'essai réalisé, il n'y a pas de recyclage desmixtes de relavage Pb Cu mais un (ou deux) épuisage(s) du stérile de relavagePb Cu selon le schéma ci-après :

- 160 -

TV" Broyage- »Ebauchage Pb Cu

IRebroyage duconcentré Pb Cu

S Ep Pb Cu ••• circuit Zinc

iC Pb Cu l^_Relavage dégrossissage

I NFr - - - • •

C Pb Cu 2 + Relavage*-¿-Relavage épuisage .1

Mixte de relavagePb Cu__

NF

S Reí. Pb Cu.

REMARQUES :

- Le C Pb Cu 1 et le C Pb Cu 2 sont réunis pour alimenter le cir-cuit de séparation Pb Cu.

- Le Mixte de relavage Pb Cu devra être recyclé en tête du rela-vage épuisage 1.

- Le relavage épuisage 1 peut être suivi d'un relavage épuisage 2.

- Le stérile de relavage Pb Cu devra être recyclé en tête du cir-cuit de flottation Zinc.

(T) Définition des paramètres des flottations débauchage Pb Cupour améliorer la récupération Plomb au niveau du concentré d'ébauchage Pb Cu.

(T) Définition des paramètres du rebroyage du concentré d'ébauchagePb Cu pour améliorer la récupération Plomb au niveau du concentré Pb Cu relavé(alimentant le circuit de séparation Pb Cu).

misation.4} Une fois ces paramètres définis, réalisation d'essais d'opti-

- 161 -

5.1 - DEFINITION DES PARAMETRES DEBAUCHAGE

La principale modification apportée aux flottations débauchageconcerne la suppression du conditionnement avec 1'hydrogénosulfite de sodiumen tête de la flottation d'épuisage Pb Cu ; il était déjà apparu que ce condi-tionnement pouvait pénaliser les résultats de la flottation Pb Cu (cf. para-graphe 3242).

XXXIX).Le flowsheet proposé est donc le suivant (cf. figure 60 et tableau

FIGURE 60 - FLOWSHEET DE L'ESSAI 35

Broyage d8o : 32y

Dégrossissage

NaHS03 500 g/t > nn,,Zn S04 700 g/t i LiU J

AXK+Aph 70 g/t [ 3' ]A65 20 g/t

NF

EpuisageZn S04 300 g/t [10' ]AXK+Aph 50 g/t [ 3' ]

NF

S Ep Pb Cu(n° 211)

9' pH 6,6

C Pb Cu 2 m F(n° 214) tR 3' pH 7,9

M Re

NF

F6' pH 6,5

Rebroyage (dso - 20y)

Relavage DegAXK + Aph 70 g/tA65 15 g/t

[31]

•» C Pb Cu 1tF 81 pH 7,3 . (n° 212)

NF

31 pH 7,'9

. Pb Cu(n° 215)

Relavage EpAXK + Aph 50 g/tA65 10

NF

S Rel. Pb Cu(n° 213)

[31]

CVJKO

212 C Pb Cu 1

214 C Pb Cu 2

C Pb Cu 1 + 2

215 M Reí. Pb Cu

213 S Reí. Pb Cu

214 S Ep. Pb Cu

Reconstitué

Rp

18,5

3,1

21,6

1,3

15,4

61,7

100,0

Cu

12,20

2,81

10,85

1,92

1,20

0,17

2,66

P

84,9

3,3

88,2

0,9

7,0

3,9

100,0

Pb

22,10

15,90

21,21

8,35

5,30

1,34

6,33

P

64,5

7,8

72,3

1,712,9

13,1

100,0

Zn

12,30

21,20

13,58

18,40

10,30

5,42

8,10

P

28,1

8,1

36,2

2,919,6

41,3

100,0

Fe tot.

18,60

21,00

18,94

21,70

19,10

8,20

12,37

Fe pyr.

7,86

18,53

9,39

20,01

18,04

8,05

10,03

P

14,5

5,7

20,2

2,6

27,7

49,5

100,0

TABLEAU XXXIX - RESULTATS VE L'ESSAI 35

- 163 -

Les récupérations Cuivre et Plomb dans 1'ensemble des concentrésPb Cu sont satisfaisantes ; l'entraînement de Zinc (36,2 %) est plus importantque celui de pyrite (20,2 % ) .

Le stérile de relavage Plomb Cuivre est nettement enrichi en blendeet pyrite ; la perte Plomb de 12,9 % y est assez importante, mais il sembledifficile de la diminuer sans entraîner plus de Zinc dans les concentrés Pb Cu.

Le schéma d'ébauchage peut être considéré comme étant optimisé (etceci en fonction des nombreuses remarques faites tout au long de ce rapport surles relations Pb-Zn) mais il peut être possible cependant d'améliorer les rela-vages du concentré d'ébauchage par une meilleure définition des paramètres durelavage.

- 164 -

5.2 - DEFINITION DES PARAMETRES DE RELAVAGE DU CONCENTRE DEBAUCHAGE Pb-Cu

Ce travail a d'abord été réalisé à partir d'un schéma de flottationPb Cu différent de celui présenté au paragraphe précédent dans la mesure oùd'une part les consommations de collecteur étaient plus faibles et d'autre partla pulpe était conditionnée avant 1 'épuisage Pb Cu avec de l'hydrogenosulfitede sodium.

Les paramètres de la flottation ont été maintenus constants pourtous ces essais ; ce n'est qu'au niveau du rebroyage du concentré débauchageque des modifications ont été apportées :

- addition de chaux après rebroyage (essai 37),- addition de chaux au rebroyage (essai 38),- addition de sulfure de sodium au rebroyage (essai 39),- addition de chaux + sulfure de sodium au rebroyage (essai 40).

Le schéma général des essais est donné figure 61 et les résultatsdes différents essais sont donnés sur les tableaux XL à XLIV.

Broyage d8Q : 32y

- 165 -

FIGURE 61

Dégrossissage

NaHS03Zn SO4AXK+AphA65

1 kg/t700 g/t50 g/t15 g/t

NF

Epuisage

Na HSO3Zn SO4AXK+AphA65

NF

S Ep Pb Cu

[10']

[ 3']

tF 91 pH 6,f

500 g/t\ [10']300 g/t /40 g/t [ 3']20 g/t

tF 9' pH 6,6

Rebroyage : 20y)

Relavage DegAXK+Aph 50 g/tA65 * 15 g/t

NF Pb Cu 1

Relavage EpAXK+Aph 50 g/tA65 ^ 15 g/t

NF I F C Pb Cu 2

S Rel. Pb Cu

FLOWSHEET GENERAL VES ESSAIS P'OPTIMISATION

VU RELAVAGE ?b Cu

C Pb Cu 1 + 2

217 S Reí. Pb Cu

216 S Ep. Pb Cu

Reconstitué

Rp

13,3

13,7

73,0

100,0

Cu

13,99

4,47

0,25

2,66

P

70,1

23,1

6,8

100,0

Pb

22,33

13,70

1,97

6,28

P

47,3

29,9

22,8

100,0

Zn

11,63

10,70

5,92

7,33

P

21,1

20,0

58,9

100,0

Fe tot.

17,41

17,20

10,50

12,34

Fe pyr.

5,10

13,27

10,28

10,00

P

6,8

18,2

75,0

100,0

ID TABLEAU XL : BILAN VE L'ESSAI 36 (SAWS AVVTTJON VE REACTIF AU REBRíWAGE)

226

227

CC

C

SS

PbPb

Pb

Rel

Ep.

Cu 1

Cu 2

Cu 1

. Pb

Pb

+ 2

Cu

Cu

Reconstitué

Rp

11.22,8

14,0

11,9

74,1

100,0

Cu

15,70

7,00

13,96

4,88

0,27

2,73

P

64,3

7,2

71,5

21,2

7,3

100,0

Pb

21,70

24,50

22,26

14,24

2,26

6,49

P

37,5

10,6

48,1

26,1

25,8

100,0

Zn

10,70

15,10

11,58

9,91

6,48

7,60

P

15,8

5,6

21,4

15,4

63,2

100,0

Fe tot.

18,60

15,80

18,04

17,03

10,79

12,55

Fe pyr.

4,78

9,64

5,75

12,74

10,55

10,15

P

5,3

2,7

8,0

14,9

77,1

100,0

TABLEAU m : BILAN PE L'ESSAI 37 (AW1T10M VE CHAUX APRES REBRÔVAGE^pH 9,7)

233 C Pb Cu 1

234 C Pb Cu 2

C Pb Cu 1 + 2

S Reí. Pb Cu

S Ep. Pb Cu

Reconstitué

Rp

15,8

2,3

18,1

10,0

71,9

100,0

Cu

13,10

6,30

12,24

3,37

0,30

2,77

P

74,8

5,2

80,0

12,2

7,8

100,0

Pb

20,00

21,40

20,18

13,00

2,15

6,50

P

48,6

7,6

56,2

20,0

23,8

100,0

Zn

12,00

15,50

12,44

9,21

6,20

7,63

P

24,8

4,7

29,5

12,1

58,4

100,0

Fe tot.

19,80

16,90

19,43

15,52

10,29

12,31

Fe pyr.

8,27

11,36

8,66

12,55

10,03

10,03

P

13,0

2,6

15,6

12,5

71,9

100,0

TABLEAU XLÎÏ : BILAN VE L'ESSAI 3% [AVVÏU0N VE CHAUX AU REßROVAGEs^ pH 9,6)

240

241

C

CC

S

S

Pb

PbPb

Rel

Ep

Cu

CuCu

.

Pb

1

2

1 + 2

Pb Cu

Cu

Reconstitué

Rp

12,2

4,4

16,6

14,1

69,3

100,0

Cu

14,80

7,10

12,76

3,44

0,25

2,78

P

65,0

11,3

76,3

17,5

6,2

100,0

Pb

21,20

24,00

21,94

11,62

1,87

6,58

P

39,3

16,1

55,4

24,9

19,7

100,0

Zn

11,10

15,50

12,27

11,58

5,71

7,63

P

17,8

8,9

26,7

21,4

51,9

100,0

Fe tot.

18,10

15,40

17,38

19,11

10,13

12,60

Fe pyr.

5,08

9,15

6,16

16,08

9,91

10,16

P

6,1

4,0

10,1

22,3

67,6

100,0

TABLEAU XLIII : BILAN VE L'ESSAI 39 (AWIUOU VE hla.2S - 300 g/t - AU REBROYAGE)

CO

C Pb Cu 1 + 2

247 S Reí. Pb CuS Ep Pb Cu

Reconstitué

Rp

20,7

12,466,9

100,0

Cu

10,40

3,050,20

2,66

P

80,8

14,25,0

100,0

Pb

18,96

13,001,35

6,44

P

60,9

25,0

14,1

100,0

Zn

11,75

11,205,32

7,38

P

33,0

18,848,2100,0

Fe tot.

20,82

14,80

8,9712,15

Fe pyr.

11,67

12,12

8,799,80

P

24,7

15,360,0

100,0

TABLEAU XLÏl/ : BILAN VE L'ESSAI 40{AW1T10N VE ÑCL2S - 300 g/t ET VE CHAUX AU REBRiWAGE 9,7)

- 169 -

La comparaison des différents concentrés Pb Cu globaux (c'est-â-dire des C Pb Cu 1 + 2 ) des différents essais montre que :

- l'addition de chaux après rebroyage n'entraîne aucune modifica-tion des résultats (cf. tab. XL et XLI),

- l'addition de chaux au_ rebroyage entraîne une augmentation de larécupération de tous les métaux dans le concentré Pb Cu global (cf. tabl. XL,XLI et XLII) et une diminution conséquente de la récupération dans le stérilede relavage Pb Cu,

- 1'addition de sulfure de sodium au rebroyage entraîne aussi uneaugmentation de la récupération de tous les métaux dans le concentré Pb Cuglobal (cf. tab. XL et XLIII) ; cependant, il faut atténuer peut être l'inten-sité de cette augmentation car le stérile d'épuisage Pb Cu a été plus épuisépour cet essai avec le sulfure de sodium que pour l'essai sans addition deréactif au rebroyage,

- enfin l'addition combinée de chaux et de sulfure de sodium en-traîne une augmentation de la récupération de tous les métaux dans le concentréglobal Pb Cu (cf. tab. XL et XLIV, et XLIII et XLIV) mais la même remarque concer-nant l'épuisage Pb Cu doit tempérer la valeur absolue de cette augmentation.

De toute façon, l'addition de chaux et/ou de sulfure de sodium au_rebroyage permet d'augmenter la récupération métal du concentré global Pb Cusans aucune sélectivité.

Les résultats de ces essais peuvent être présentés différemmentpour essayer de s'affranchir des différences concernant le stérile d'épuisagePb Cu en considérant la valeur de la récupération métal du concentré globalPb Cu calculée par rapport au concentré d'êbauchage Pb Cu (c'est-à-dire lerapport :

100 x p métal C Pb Cu 1 + 2p métal (C Pb Cu 1 + 2 + S ReT7 Pb Cu)

On obtient le tableau suivant : (tab. XLV)

Essai 36 (sans additionau rebroyage)

Essai 37 (avec additionaprès rebroyage)

Essai 38 (avec additionau rebroyage)

Essai 39 (avec additionau rebroyage)

Essai 40 (avec addition+ Na2S au rebroyage)

de

de

de

de

de

réactifs

chaux

chaux

NazS

chaux

p Cu

75,2

77,1

86,8

81,3

85,0

p Pb

61,3

64,8

73,8

69,0

70,9

p Zn

51,3

58,1

70,9

55,5

63,7

p Fe pyr.

27,2

34,9

55,5

31,1

61,7

TABLEAU XLV : RECUPERATION METAL VES CONCENTRES

GLOBAUX Pb Cu CALCULEE PAR RAPPORT AU CONCENTRE V'EBAUCHAGE Pb Cu

- 170 -

II apparaît que c'est l'addition de chaux au rebroyage qui permetd'obtenir les plus fortes récupérations métal dans le concentré global Pb Cusans aucune sélectivité.

On peut noter parallèlement à ces résultats les valeurs des pH etpotentiel redox mesurées au début du relavage dégrossissage (après rebroyage)et à la fin du relavage épuisage.

Essai 36

Essai 37

- 38

- 39

- 40

Pot. redox (mV)débutrelavage

- 56

- 100

- 45

- 87

- 100

finrelavage

+ 60

0

+ 20

+ 26

+ 5

Ecart (mV)(en valeurabsolue)

116

100

65

113

95

pHdébutrelavage

6,6

9,8

9,4

7,0

8,8

finrelavage

7,4

9,5

9,1

7,7

8,5

On constate qu'il est impossible d'établir une corrélationentre ces valeurs des paramètres (potentiel redox et pH) et les résultats desfloatations de relavage, sinon de remarquer que les fortes récupérations métalau relavage (essai 38 ; addition de chaux au rebroyage) correspondent au plusfaible écart de potentiel redox.

Ce travail de définition des paramètres du rebroyage s'estpoursuivi par un essai de flottation réalisé selon le flowsheet de la figure 60(cf. paragraphe 5.1) c'est-à-dire sans hydrogenosulfite à l'épuisage Pb Cu etavec addition de 500 g/t de sulfate de zinc au rebroyage mais avec des concen-trations en sulfite et en collecteur différentes (cf. figure 62 ; tableau XLVI)

- 171 -

FIGURE 62

Broyage : 32y.

Dégrossissage

NaHS03 700 g/t ) nn,,Zn SO4 700 g/t * LiU J

AXK + Aph 70 g/t [ 3']A65 : 30 g/t c

91 pH 6,3

Epuisage

Zn SO4 500 g/t [10']AXK + Aph 60 g/t [ 31]A65 10 g/t

tp 91 pH 6,5"

NF

S Ep Pb Cu(nè 271)

C Pb Cu 1tF 81 pH 6,5

.Zn SO4 : 500 g/t

Rebroyage (dso - 20y)

Relavage Deg.AXK + Aph 80 g/t [31]A65 10 g/t

NF

Relavage EpAXK + Aph 60 g/t [31]A65 10 g/t

C Pb Cu 2 t R 4 ' pH7,3 ^lavage

NF

M Rel. Pb Cu(n° 273)

6,7

NF

S Rel. Pb Cu(n° 272)

FLOWSHEET VE L'ESSAI 44

.CM

t—1

1

C Pb Cu 1 + 2

273 M Reí. Pb Cu

272 S Reí. Pb Cu

271 S Ep. Pb Cu

Reconstitué

Rp

26,4

2,5

15,5

55,6

100,0

Cu

9,18

1,28

0,77

0,11

2,64

P

92,0

1,2

4,5

2,3

100,0

Pb

18,81

6,94

4,48

0,93

6,35

P

78,2

2,7

10,9

8,2

100,0

Zn

13,95

17,30

9,80

3,65

7,66

P

48,1

5,6

19,8

26,5

100,0

Fe tot.

20,01

21,10

17,70

7,32

12,62

Fe pyr.

11,93

19,97

17,02

7,22

10,30

P

30,6

4,8

25,6

39,0

100,0

TABLEAU XLl/I : BILAN VE L'ESSAI 44

- 173 -

En comparant les concentrés globaux Pb Cu (C Pb Cu 1 + 2) des deuxessais (essais 35 et 44 ; cf. tableaux XXXIX et XLVI), on constate que l'aug-mentation de la consommation de collecteur se traduit par une augmentation dela récupération de tous les métaux dans les concentrés globaux malgré l'intro-duction de sulfate de zinc au rebroyage qui n'apporte aucune sélectivité àcette augmentation.

Les récupérations Cu et Pb dans le concentré global Pb Cu de l'es-sai 44 (cf. tableau XLVI) sont très satisfaisantes(respectivement 92 et 78,2 %)et l'entraînement de zinc et de pyrite est très élevé (respectivement 48,1 et30,6 %) ; ce résultat confirme - une fois de plus - l'interdépendance des récu-pérations Plomb et Zinc dais le concentré global Pb Cu.

En l'état actuel des travaux qui ont été réalisés sur le mineraide Bodennec, il apparaît qu'il n'est pas possible d'améliorer la sélectivitéde la séparation blende galène et dans une moindre mesure galène pyrite si l'onsouhaite obtenir une récupération Plomb égale â 70 % dans le concentré globalPlomb Cuivre.

Deux modifications supplémentaires ont cependant été apportées auxparamètres du relavage Pb Cu pour les essais d'optimisation :

- la première concerne le rebroyage où, seule, la fraction + 20microns du concentré d'ébauchage Pb Cu a été rebroyée à environ 20 microns (cf.paragraphe 531),

- la deuxième concerne 1 'addition au rebroyage de charbon actif,sulfite et sulfate de zinc (cf. paragraphe 532).

- 174 -

5.3 - ESSAIS D'OPTIMISATION

5.3.1 - Premier essai d'optimisation (essai 48)

Pour cet essai (cf. figure 63 et tableau XLVII) les principalescaractéristiques du flowsheet sont les suivantes :

- pour la flottation Pb Cu le schéma de l'essai 44 (cf. figure 62paragraphe 5.2) a été retenu ; cependant seule la fraction supérieure à 20 mi-crons du concentré d'ébauchage Pb Cu a été rebroyée en présence de sulfate dezinc.

Après rebroyage, on peut estimer le dg5 du concentré d'ébauchageà 20 microns.

- pour la séparation Pb Cu, le procédé mis au point au cours desessais pilotes a été retenu à savoir pour la flottation cuivre - un seul condi-tionnement de la pulpe en présence de charbon actif et de sulfite à pH 8,5 ;de plus le stérile du premier relavage du concentré Cuivre n'est pas recyclé,mais est envoyé au circuit de reflottation Plomb avec le stérile de dégrossis-sage Cuivre.

Pour la reflottation Plomb, le concentré Plomb est relavé deuxfois.

Du fait du rebroyage différent de celui des essais précédents, lesparamètres de la flottation Cuivre se trouvent mal adaptés et l'entraînement dePlomb dans le concentré Cuivre est important (30,7 % du Plomb tout-venant).

Dans le concentré Plomb, l'entraînement de zinc est important(15,7 % du Zinc tout-venant) et les relavages sont assez peu efficaces vis-à-vis de la blende ; par contre, leur efficacité vis-S-vis de la pyrite est par-ticulièrement nette.

Dans le concentré Zinc la teneur Zinc est trop faible et un rela-vage supplémentaire eût été nécessaire d'autant que son efficacité vis-à-visde la pyrite est très net ; les récupérations métal dans le concentré zinc,calculées par rapport à l'alimentation de la flottation Zinc s'établissentainsi : 78,6 % pour le zinc, 41,6 % pour le Plomb et 11,5 % pour le fer pyrite.

- 175 -

FIGURE 63

Broyage 45' (d80 : 32y)Flottation Pb Cu

Deg. NaHS03 700 g/t \ nn,,Zn SO4 700 g/t / LiU J

AXK + Aph 70 g/t [ 31]A65 30 g/t

NF tF 10' pH 6,5

Ep. Zn SO4 500 g/t [10']AXK + Aph 60 g/t [ 3']A65 10 g/t

NF

S

S

Reí.

Pb

Pb Cu

tF 9' pH 7,0

Flottation ZincCaO 3,8 kg/t pH 12 \ nni.Cu SO4 500 g/t/ LiU J

AXK + Aph 80 g/t [ 3']A65 20 g/t.

NF

tF 8'30pH 11,7

SéparationPb Cu

- 20y i

Tamisage à 20 microns+ 20y

Rèbroyage50% Solides

15 minutesZn SO4 500 g/t

91 pH 7,0

Relavage Deg.AXK + Aph 80 g/t [31]A65 10 g/t

NF

Relavage Ep.AXK + Aph 60 g/t [31]A65 20 g/t

F (tF 61pH 7,1)

Relavage(tR 4'30 pH 7,7) ,

NF

S Reí. Pb CuNF recyclé

M. Reí. Pb Cun° 300

Relavage tR 5'30 pH 11,3

C Znn° 308

M ZnnO 307

Stérilen° 306

FLOWSHEET VE L'ESSAI 4S

- 176 -

FIGURE 63 (suite)

Séparation Pb Cu \

CaO 180 g/t) pH 8,5CA2S 400 g/t>NaHS03 l,5kg/t)A65 30 g/t

F te 6'pH 8,

6'300

Relavage 1

tR 4'30pH 8,1

Relavage 2

|NF

C^Cu M Cun° 301 n° 302

NF

NF

Reflottation PbCaO pH 10,5CNNa 200 g / t \ r i n nZn SO4 600 g/t f u u J

AXK + Aph 90 g/t [ 31] + 25 g/tA65 20 g/t , après 51 de

flottation

F tp 81 pH 9,8 NF

S Pb 1recyclé!

Relavage 1 tR 3'30pH 9,1

NF

CNNa 100g/t [S1] MlPbCaO pH 9,5 n° 303Relavage 2 tR 4' pH 9,6

NF

C Pb M2 Pbn° 305 n° 304

ÏLOWSHEET VE L'ESSAI 4S

301 Cone. Cu

302 Mixte Cu

305 Cone. Pb

304 Mixte 2 Pb

303 Mixte 1 Pb

300 M Reí. Pb Cu

308 Cone. Zn

307 Mixte Zn

306 Stérile

Reconstitué

Rp

10,4

1,45 ' 9 K1,4 i 3,6

1,8

8,7

6,9

59,9

100,0

Cu

21,30

4,14

2,58

1,55

0,71

1,24

1,20

0,46

0,16

2 ,72 7

P

81,2

2,15,6

0,8

0,9

0,8

3,8

1,23,6

100,0

Pb

19,20

32,30

36,90)°

6,68fe"3,78

7,35

7,24

3,02

1,126,49 7

P

30,7

7,0

33,5)

Mi2,12,0

9,7

3,2

10,4

100,0

°i

co*

coCM

Zn

7,80

18,10

19,50)«

19,40\2

16,30

17,50

35,50

3,85

0,97

7,32,,

P

11,13,5

15,7K

3,7(«8,0

4,34 2 > 2 | 23,6p7,9

100,0

Fe tot.

18,70

13,80

11,60

26,10

30,20

21,30

10,80

12,20

9,75

12,28

Fe Pyr.

0,00

10,16

9.32)«

24,74 (^29,57

20,21

9,74

11,79

9,61

9,88 4

P

0,0

1,45,6

3,5f_l

10,8

3,7

8,6

8,2

58,2

100,0

TABLEAU XLl/II : BILAN PE L'ESSAI 4S

- 178 -

5.3.2 - Deuxième essai d'optimisation (essai 49)

Les principales caractéristiques de cet essai (cf. fig. 64 ettableau XLVIII) sont les suivantes :

- pour la flottation Pb Cu, le schéma de l'essai est identique àcelui de l'essai précédent (cf. fig. 63, paragraphe 531) mais le rebroyage esteffectué selon le procédé "classique" (c'est-à-dire rebroyage de l'ensemble duconcentré d'ébauchage Pb Cu à dßo - 20 microns). De plus la pulpe est rebroyéeen présence de charbon actif, sulfite et sulfate de Zinc.

- pour la séparation Pb Cu et en raison de l'introduction desulfite et charbon actif au rebroyage, les consommations de ces deux réactifsau dégrossissage Cuivre ont été diminuées par rapport à celles de l'essai précé-dent. De plus, la chaux a été supprimée.

Par contre, comme lors de l'essai précédent, le stérile du premierrelavage du concentré Cuivre est envoyé au circuit de reflottation Plomb.

Pour la reflottation du Plomb, le procédé à la chaux et au cyanure- sulfate de Zinc a été abandonné au profit d'un procédé sulfite - sulfate deZinc à pH naturel.

Dans cet essai, le concentré Plomb n'est relavé qu'une seule fois.

- pour la flottation Zinc du charbon actif a été ajouté à la pulpeavant conditionnement à la chaux et sulfate de Cuivre,et une flottation d'épui-sage a été ajoutée au circuit.

En comparant les résultats de cet essai à ceux de 1'essai précédent(cf. tab. XLVIII et XLVII) on constate que l'entraînement de Plomb et de Zincest beaucoup plus faible dans le concentré Cuivre,du deuxième essai, à récupé-ration Cuivre constante.

Pour le concentré Plombé la récupération Plomb est supérieuredans le deuxième essai et la récupération Zinc inférieure ; la récupération pyriteest identique pour les deux essais ; le procédé utilisé dans le deuxième essai(sulfite et charbon actif) semble plus sélectif. Cependant, étant donné que l'onignore la composition de l'alimentation de la reflottation Plomb (le stérilede flottation étant recyclé au circuit Zinc) il est impossible de confirmer cetteobservation.

Si on compare les sommes des répartitions métal de l'ensemble"concentré et mixte Cuivre + concentré et mixtes Plomb + mixte de relavagePb Cu", on obtient les valeurs suivantes :

1er essai (cf. tableau XLVII)

2ême essai (cf. tableau XLVIII)

Cu %

91,4

89,1

Pb %

76,7

66,2

Zn %

46,328,5

Fe pyr. %

25,0

17,1

(1) II faut dans ce cas comparer le concentré Plomb du deuxième essai à l'ensemble"concentré Plomb + mixte 2 Plomb" du -premier essai, puisqu'il y a eu deuxrelavages du concentré Plomb lors du premier essai.

- 179 -

FIGURE 64

Broyage 45' (d80 : 32y)Flottati on Pb Cu

Deg. NaHS03Zn SO4AXK+AphA65

700 g/tlrl011

700 g/tJUU J

70 g/t [ 3']30 g/t

9' pH 6,7

Ep. Zn SO4AXK+AphA65

NF

500 g/t [10']60 g/t t 31]

tF 9" pH 6,8

S Reí. Pb CuS Pb / PH 6,

SéparationPb CuFlottation Zinc

Deg. CA2S 200 g/t [51]CaO 4,4kg/t/^,pH 12,0Cu SO4AXK+AphA65

NF

Ep. AXK+Aph

500 g/t [10']80 g/t [ 3']20 g/t

FtF 10' pH 11,7

40 g/t [31]

tF 51 pH 11,5

NF

Stérilen° 315

Rebroyage 30' ((CA2S 250 g/tJNaHS03 lkg/tÍZn SO4 500 g/t

A65 30 g/t

NF

Itp 4'30pH 7,3

"RelavagetR 2'30 pH 7,7

C Ep Znn° 314

NF

M Reí. Pb Cun° 309

RelavagetR 6' pH 10,5

NF

20y) avec

Relavage DegAXK+Aph 80 g/t [31]

Relavage EpAXK+Aph 50 g/t [31]A65 40 g/t

NF

S Reí. Pb Curecyclé

M Zn317

C Zn316


- 180 -

FIGURE 64 (suite)

[ Séparation Pb Cu

Ca2SNaHS03A65

200 g/tî 20,500 g/tJ ¿U

20 g/t

Relavage 1 CutR 5'30 pH 8,0

Relavage 2 CutR 4

1 pH 8,1

NF

C Cu M Cun° 310 n° 311

NF

NFReflottation PbNaHS03 500 g/t\

500 g/t/Zn SO4AXK+AphA65

NF

S Pbrecyclé

60 g/t20 g/t

H t el

[ 3']

5' pH 7,4

Relavage PbtR 4' pH 7,9

NF

C Pb M Pbn° 312 n° 313


- 181 -

O3

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- 182 -

Malgré la diminution de répartition Plomb de 10 points entre lepremier et le deuxième essai, il apparaît queles paramètres du rebroyage du deu-xième essai rendent le procédé plus sélectif puisque la répartition Zinc diminuede 15 points et la répartition pyrite de 8 points.

Ces paramètres (à savoir charbon actif, sulfite et sulfate de Zinc)n'ont pas été optimisés mais le résultat de leur utilisation est très prometteur.

Pour le concentré Zinc les teneurs sont satisfaisantes mais unrelavage supplémentaire du concentré permettrait d'améliorer la teneur en Zinc ;les récupérations métal dans le concentré Zinc, calculées par rapport à l'ali-mentation de la flottation Zinc s'établissent ainsi : 79,7 % pour le Zinc,39,6 % pour le Plomb et 10,6 % pour le fer pyrite.

Ces valeurs sont identiques à celles calculées pour le concentréZinc du premier essai (78,6 %, 41,6 % et 11,5 % respectivement).

Si on compare les sommes des répartitions métal de l'ensemble"concentré et mixte Zn + stérile total" des deux essais, on obtient les valeurssuivantes :

1er essai (cf. tableau XLVII)2ème essai (cf. tableau XLVIII)

Cu %

8,610,9

Pb %

23,333,8

Zn %

53,771,5

Fe pyr. %

75,082,9

La quantité de métal entrant dans le circuit zinc est supérieurepour le deuxième essai ; étant donné que les récupérations métal calculées parrapport à l'alimentation de ce circuit sont identiques pour les deux essais, onpeut en déduire que le procédé de flottation Zinc dans le deuxième essai estplus sélectif c'est-à-dire que l'introduction de charbon actif au circuit Zincaméliore la sélectivité de la séparation (puisque tous les autres paramètressont identiques).

5.3.3 - Comportement de l'argent

L'argent a été dosé dans les produits du deuxième essai d'optimi-sation (cf. tableau XLVIII).

La relation entre la récupération de l'argent et les récupérationsCuivre et Plomb s'applique bien à ce bilan (pAg = 0,17 pCu + 0,83 pPb).

- 183 -

5.4 - BILAN DES ESSAIS COMPLEMENTAIRES DE LABORATOIRE

Pour apprécier le bilan de ces essais, nous comparons les bilansde l'essai d'optimisation préparatoire au pilote (cf. paragraphe 3252 ; tableauXIII) et le bilan de l'essai d'optimisation complémentaire (cf. paragraphe 5.3.2 ;tableau XLVIII).

Les spécifications des concentrés et du stérile peuvent être regrou-pés sur un même tableau (tableau XLIX).

Conc. Cu (34)(49)

Conc. Pb (34)(49)

Conc. Zn (34)(49)

Stériletotal (34)

(49)

Mixte Rel.Pb Cu (34)

(49)

Cu

25,8025,90

2,481,82

0,931,28

0,150,12

1,381,16

P

72,581,0

4,64,6

2,34,5

2,82,2

9,20,9

Pb

8,2410,80

44,7038,50

5,348,80

1,031,02

8,258,30

P

10,114,6

36,141,8

5,813,4

8,48,2

23,72,7

Zn

6,936,36

12,4013,40

40,7044,10

0,860,46

10,6016,80

P

7,07,3

8,312,4

36,557,0

5,83,2

25,24,7

Fe tot

24,4024,40

8,7815,30

12,8010,10

8,209,20

17,5020,00

Ag(ppm)

322337

824627

128200

2220

183178

P

17,221,8

29,232,6

6,114,6

7,87,8

23,12,8

TABLEAU XLIX : SPECIFICATIONS VES CONCENTRES ET VU STERILE

VES ESSAIS P'OPTIMISATION 34 U 49

L'analyse des résultats met en relief les éléments suivants :

- pour le concentré Cuivre, amélioration de la récupération Cuivreà teneur constante,

- pour le concentré Plomb, amélioration de la récupération Plombs'accompagnant d'une diminution de la teneur Plomb liée à un entraînement plusimportant de pyrite,

teneur Zinc,- pour le concentré Zinc, amélioration de la récupération et de la

- les stériles sont pratiquement identiques.

- 184 -

Ces résultats sont donc positifs, sauf ceux concernant le concentréPlomb qui sont plutôt décevants ; cependant, il est important de noter que lebilan de l'essai complémentaire d'optimisation (essai 49) est pratiquement unbilan définitif puisque le circuit a été "ouvert" au maximum (c'est-à-dire quel'on s'est affranchi au maximum du problème du recyclage des mixtes).

La comparaison des mixtes de relavage des deux essais (cf. tableauXLIX) montre bien la valeur des modifications apportées au procédé grâce à l'es-sai pilote et aux essais complémentaires : les mixtes de relavage ne représententplus qu'une répartition métal très réduite ; de plus, ces mixtes ne sont plusrecyclés en tête de 1'ébauchage mais seulement en tête du relavage épuisage.

traitement par flottation du minerai de …infoterre.brgm.fr/rapports/80-sgn-543-min.pdfque le...

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