1. Procédé de séparation par flottation d'un concentré de cuivre à partir d'un minerai de sulfures complexes contenant du cuivre, du plomb, du zinc et d'autres éléments polymétalliques, comprenant tout d'abord la flottation d'un concentré global de Cu-Pb-Zn, caractérisé en ce que Le concentré de cuivre est soumis à une flottation préférentielle et séparé du concentré brut de Cu-Pb-Zn selon les étapes suivantes :
   a. Rebroyage du concentré en vrac de sulfures polymétalliques Cu-Pb-Zn jusqu’à une granulométrie de –0,033 mm, correspondant au 90%, et ajout de charbon actif pendant le processus de rebroyage afin d’éliminer les réactifs, suivi d’un épaississement et d’une déshydratation ;
   b. Ajout d'eau fraîche pour le conditionnement de la pâte ;
   c. Ajouter du sulfure de sodium et mélanger jusqu’à homogénéité ;
   d. Ajouter du sulfite de sodium et du sulfate ferreux, puis mélanger uniformément ;
   e. Ajouter du sulfate de zinc et mélanger uniformément ;
   f. Ajouter de l'acide sulfurique pour ajuster le pH de la pâte et mélanger uniformément ;
   g. Ajout de xanthate d'éthyle et de réactif Z-200 pour la flottation préférentielle d'un concentré brut de cuivre ;
   h. Procéder à un nettoyage du concentré brut de cuivre afin d'obtenir un concentré de cuivre fini.
2. Procédé de flottation selon la revendication 1, caractérisé en ce que:
   a. La dose de charbon actif ajoutée au cours du processus de rebroyage est comprise entre 300 et 600 g/t, de préférence 500 g/t ;
   b. On ajoute de l'eau douce pour préparer une pâte à une concentration de 40% ;
   c. La dose de sulfure de sodium est comprise entre 1 500 et 3 000 g/t, de préférence 2 000 g/t ;
   d. La dose de sulfite de sodium est comprise entre 3 000 et 6 000 g/t, et celle de sulfate ferreux entre 2 000 et 5 000 g/t ; la première est de préférence de 5 000 g/t et la seconde de 3 000 g/t ;
   e. La dose de sulfate de zinc est comprise entre 500 et 900 g/t, de préférence 800 g/t ;
   f. On ajoute de l'acide sulfurique pour ajuster le pH de la pâte à une valeur comprise entre 5 et 6 ;
   g. La dose d'xanthate d'éthyle est comprise entre 40 et 60 g/t, et celle du réactif Z-200 entre 30 et 50 g/t ; la première est de préférence de 50 g/t et la seconde de 40 g/t.

Procédé de flottation de concentré de cuivre à partir de minerais complexes de sulfures polymétalliques contenant du cuivre, du plomb, du zinc et d'autres métaux

La présente invention concerne un procédé d'enrichissement de minerais de sulfures polymétalliques complexes, et plus particulièrement un procédé permettant d'extraire par flottation, de manière préférentielle, un concentré de cuivre à partir d'un concentré brut de Cu-Pb-Zn obtenu par flottation de minerais de sulfures complexes contenant du cuivre, du plomb, du zinc et d'autres métaux.

Dans les minerais complexes de sulfures de Cu-Pb-Zn, la séparation est extrêmement difficile en raison de l'entremêlement intime de plusieurs métaux et de la finesse de leurs grains disséminés. Tant au niveau national qu'international, ces minerais sont généralement broyés jusqu'à la finesse requise, puis soumis à une flottation afin d'obtenir un concentré global de Cu-Pb-Zn. Il existe principalement trois méthodes pour séparer le cuivre, le plomb et le zinc d’un tel concentré global : premièrement, la méthode thermique, qui permet d’obtenir la séparation en chauffant le minerai afin de désorber divers réactifs de la surface des minéraux, créant ainsi des différences de flottabilité ; deuxièmement, l’utilisation de réactifs chlorurés pour réduire la flottabilité des minéraux de cuivre tout en faisant flotter la galène, ce qui permet d’obtenir la séparation ; et troisièmement, l’ajout de sels organiques, en utilisant de l’amidon, de l’extrait de tanin, de la dextrine, etc., comme dépresseurs pour réduire la flottabilité de la galène et faire flotter les minéraux de cuivre. Cependant, les méthodes susmentionnées présentent des problèmes communs : une faible efficacité de séparation entre les différents minéraux métalliques, de faibles taux de récupération des métaux, une forte contamination par le cuivre et le zinc dans le concentré de plomb, ce qui se traduit par une qualité inférieure du produit, une consommation d’énergie élevée dans certaines méthodes, ainsi que l’utilisation de réactifs toxiques et une pollution environnementale dans d’autres. Par conséquent, la recherche d’une méthode de séparation simple et efficace se poursuit.

L'objet de la présente invention est de pallier les inconvénients de l'état de la technique et de proposer un procédé permettant de flotter et de séparer de manière préférentielle un concentré de cuivre à partir d'un concentré brut de Cu-Pb-Zn issu de minerais de sulfures complexes contenant du cuivre, du plomb, du zinc et d'autres métaux, avec des indices de séparation élevés et un bon rendement de séparation.

La méthode consiste tout d’abord à soumettre le minerai de sulfure complexe contenant du cuivre, du plomb, du zinc et d’autres métaux à un procédé de flottation classique, c’est-à-dire à le broyer et à le réduire en une finesse de –0,074 mm correspondant à 80%, puis à ajouter des quantités appropriées de xanthate, d’agent moussant, d’huile n° 2 et de chaux comme régulateur afin de procéder à la flottation en masse des minéraux de sulfure de cuivre, de plomb et de zinc, ce qui permet d’obtenir un concentré global de Cu-Pb-Zn. Par la suite, le concentré de cuivre est flotté de manière préférentielle et séparé du concentré global de Cu-Pb-Zn au cours des étapes suivantes :

a. Le rebroyage du concentré en vrac contenant du cuivre, du plomb, du zinc et d’autres sulfures métalliques jusqu’à une granulométrie de –0,033 mm, correspondant à la spécification 90%, et l’ajout de charbon actif à raison de 300 à 600 g/t (de préférence 500 g/t) pendant le processus de rebroyage afin d’éliminer les réactifs et de procéder à l’épaississement-déshydratation ;

b. Ajouter de l'eau fraîche pour le conditionnement de la pâte jusqu'à atteindre une densité de 40% ;

c. Ajouter du sulfure de sodium à raison de 1 500 à 5 000 g/t (de préférence 2 000 g/t) et mélanger uniformément ;

d. Ajouter du sulfite de sodium à raison de 3 000 à 6 000 g/t et du sulfate ferreux à raison de 2 000 à 5 000 g/t, puis mélanger uniformément ; les dosages recommandés sont de 5 000 g/t pour le premier et de 3 000 g/t pour le second ;

e. Ajouter du sulfate de zinc à raison de 500 à 900 g/t (de préférence 800 g/t) et mélanger uniformément ;

f. Ajouter de l'acide sulfurique pour ajuster le pH de la pâte à une valeur comprise entre 5 et 6, puis mélanger uniformément ;

g. Ajout de xanthate d’éthyle à raison de 40 à 60 g/t et de réactif Z-200 à raison de 30 à 50 g/t (de préférence 50 g/t pour le premier et 40 g/t pour le second) ; réaliser une flottation préférentielle pour séparer le cuivre du plomb et du zinc, le produit de la mousse étant un concentré brut de cuivre et le produit de la cellule étant un concentré de plomb ou un concentré en vrac de Pb-Zn.

Enfin, le concentré brut de cuivre issu de la flottation est soumis à une étape de purification afin d'obtenir un concentré de cuivre fini.

En utilisant la méthode de flottation pour le concentré de cuivre selon la présente invention, des essais à l'échelle laboratoire ont été menés sur un minerai de sulfures polymétalliques provenant d'une certaine mine, permettant d'obtenir des résultats de séparation satisfaisants. Ce minerai contient des sulfures de cuivre secondaires et une grande quantité de sulfures de fer, avec une granulométrie fine et disséminée, ce qui en fait un minerai réfractaire. Le minerai brut contenait 0,251 TP3T de Cu, 1,141 TP3T de Pb, 1,911 TP3T de Zn et 35,5 g/t d’Ag. Après avoir obtenu un concentré global de Cu-Pb-Zn par flottation conventionnelle, celui-ci a été rebroyé à –0,033 mm, ce qui représentait 90%. Au cours du rebroyage, du charbon actif a été ajouté à raison de 500 g/t pour éliminer les réactifs, puis une étape d’épaississement-déshydratation a été réalisée, et de l’eau fraîche a été ajoutée pour ajuster la densité de la pulpe à 40%. Du sulfure de sodium a été ajouté à raison de 2 000 g/t avec un temps de conditionnement de 5 minutes ; du sulfite de sodium à raison de 5 000 g/t et du sulfate ferreux à raison de 3 000 g/t ont ensuite été ajoutés avec un temps de conditionnement de 15 minutes ; du sulfate de zinc à raison de 800 g/t a ensuite été ajouté avec un temps de conditionnement de 3 minutes ; de l’acide sulfurique à raison de 8 000 g/t a été ajouté pour maintenir le pH de la pulpe entre 5 et 6, avec un temps de conditionnement de 3 minutes ; enfin, du xanthate d’éthyle à raison de 40 g/t et du réactif Z-200 à raison de 30 g/t ont été ajoutés pour la flottation préférentielle. Les essais de flottation en circuit fermé à l’échelle laboratoire ont montré qu’un concentré de cuivre d’une teneur de 21,29% de Cu avait été obtenu, ne contenant que 3,91% de Pb et 5,18% de Zn, avec un taux de récupération du cuivre de 75,32%. Le concentré global de Pb-Zn obtenu présentait des teneurs de 19,30% de Pb et de 33,40% de Zn, avec des taux de récupération du plomb et du zinc de 89,57% et 92,68%, respectivement. De plus, lorsque la méthode de flottation de la présente invention a été appliquée à un minerai provenant d’une mine du nord de la Chine, des résultats favorables ont également été obtenus. Ce minerai contenait 0,23% de Cu, 0,62% de Pb, 2,42% de Zn et 3,09% de Fe. Dans des conditions de 500 g/t de charbon actif, 2 000 g/t de sulfure de sodium, de sulfite de sodium à 5 000 g/t, de sulfate ferreux à 3 000 g/t, de sulfate de zinc à 800 g/t, d’acide sulfurique à 8 000 g/t, de xanthate d’éthyle à raison de 30 g/t et de réactif Z‑200 à raison de 40 g/t, les essais à l’échelle laboratoire ont permis d’obtenir un concentré de cuivre présentant une teneur en cuivre de 15% et un taux de récupération du cuivre de 60%, atteignant ainsi l’objectif de séparation du cuivre du plomb et du zinc.

Le procédé de la présente invention présente les avantages suivants : des indices de séparation élevés, une bonne séparation du cuivre du plomb et du zinc, des économies d’énergie et l’absence de pollution environnementale. Elle convient à la séparation de minerais de sulfures polymétalliques réfractaires, en particulier de minerais complexes de Cu-Pb-Zn contenant des minéraux de cuivre secondaires, une teneur élevée en pyrite et des minéraux précieux à grains très fins et disséminés.