Minerais de plomb et de zinc traitement des minéraux

7.3.1 Minéraux naturels de plomb et de zinc et leur flottabilité

Plomb et zinc sont étroitement apparentés par leur nature, notamment dans les gisements primaires. Ils proviennent de la même source de matières minéralisantes, présentent un comportement géochimique très similaire, une structure électronique externe similaire, une forte affinité pour le soufre et les mêmes complexes solubles.

On recense plus de 250 types de minéraux de plomb et de zinc dans la croûte terrestre, dont environ un tiers sont des sulfures et des sulfates. La galène et la sphalérite constituent les principaux minéraux industriels utilisés pour la fusion du plomb et du zinc, suivis par la smithsonite et la cérusite.

En fonction du taux d'oxydation du plomb ou du zinc, on distingue les types industriels suivants : les minerais sulfurés dont le taux d'oxydation est inférieur à 10%, les minerais oxydés dont le taux d'oxydation est supérieur à 30%, et les minerais mixtes dont le taux d'oxydation est compris entre 10% et 30%.

La structure du minerai comprend des formations disséminées, massives denses, bréchifiées, rubanées et en filons, etc.

La galène contient 86,61 TP3T de Pb et renferme souvent de l'Ag, du Bi, de l'Sb, du Se, etc. Elle est de couleur gris-plomb, avec des stries gris-noir et un éclat métallique. Sa dureté est de 2 à 3 et sa densité de 7,4 à 7,6 g/cm³. On la trouve principalement dans les gisements de sulfures polymétalliques issus de solutions hydrothermales à température moyenne. La galène est presque toujours associée à la sphalérite et s'altère facilement en anglesite et en cérusite en surface.

La sphalérite contient 67,11 TP3T de Zn et, généralement, divers éléments isomorphes tels que le Fe. À mesure que la teneur en fer augmente, la couleur passe du clair au foncé, du jaune pâle au noir, avec des stries blanches à brunes, et l’éclat passe d’un éclat résineux à un éclat semi-métallique ; la transparence passe de transparente à translucide. Sa dureté est comprise entre 3,5 et 4 et sa densité entre 3,9 et 4,1 g/cm³, cette dernière diminuant à mesure que la teneur en Fe augmente. La sphalérite s'altère facilement en smithsonite en surface.

La cérusite est d'un blanc transparent ou translucide ; ses inclusions contenant du plomb sont grises, vert clair ou bleues, et présentent un éclat métallique, parfois accompagné d'un éclat gras ou nacré. La cérusite se forme par l'oxydation de la galène en anglesite, qui réagit ensuite avec une solution de carbonate.

La smithsonite présente une dureté de 4 à 5 et une densité de 4 à 4,5 g/cm³.

7.3.1.1 Flottabilité de la galène (PbS)

La galène se sépare facilement à l'aide de collecteurs à base de composés thiés dans une large plage de pH. Le xanthate, le dithiophosphate, le dithiocarbamate et l'agent blanc sont tous efficaces. Une huile neutre telle que le gazole permet également une bonne séparation de la galène, en particulier de la galène fine, et est donc souvent utilisée comme collecteur auxiliaire. Le dithiophosphate présente un pouvoir de captation inférieur à celui du xanthate, mais offre une meilleure sélectivité ; il est particulièrement adapté à la galène contenant de l'argent. Le dithiocarbamate et l'agent blanc présentent également une bonne sélectivité dans la flottation de la galène.

Les impuretés ont une grande influence sur la flottabilité de la galène : par exemple, l'argent ou le cuivre améliorent la flottabilité de la galène, tandis que le zinc, le manganèse ou l'antimoine la réduisent. Les impuretés affectent également l'action des dépresseurs. Par exemple, la galène contenant des inclusions très fines de zinc ou de manganèse est plus fortement déprimée par le cyanure que celles contenant du bismuth ou du cuivre. Le pH le plus approprié pour la flottation de la galène se situe entre 7 et 10.

Chapitre 7 : Techniques d'enrichissement des minerais métalliques non ferreux

De nombreux cations métalliques peuvent inhiber considérablement la galène, et cette inhibition s'accentue à mesure que la valence augmente ; par exemple, le Cr²⁺ et l'Al³⁺ ont un fort effet inhibiteur sur la galène. Le dichromate de sodium ou de potassium est le principal inhibiteur de la galène ; l'inhibition se produit facilement en milieu alcalin, mais diminue en milieu acide. La galène inhibée par le dichromate peut être partiellement réactivée par le FeSO₄, l'acide chlorhydrique ou le NaCl en milieu acide. La galène est plus facilement inhibée par le sulfure de sodium que les autres minéraux sulfurés, mais cette inhibition est temporaire et disparaîtra au bout d'un certain temps. Le verre soluble est également un dépresseur de la galène, mais son action est plus faible que celle du dichromate. Le phosphate de sodium, l’acide phosphorique et le sulfite peuvent également déprimer la galène.

7.3.1.2 Flottabilité de la sphalérite (ZnS)

La flottabilité de la sphalérite dépend en grande partie des impuretés présentes dans son réseau cristallin, notamment de sa teneur en fer. En général, la sphalérite à forte teneur en fer présente une faible flottabilité, tandis que celle contenant du cadmium flotte facilement. De nombreuses sphalérites présentes dans la nature ont vu leur flottabilité améliorée grâce à l'activation naturelle d'ions de métaux lourds, notamment d'ions cuivre, ou en raison de leur oxydation.

Le xanthate de faible concentration ne fixe que très peu, voire pas du tout, la sphalérite, mais il peut fixer la sphalérite activée par le Cu²⁺. Le xanthate de forte concentration peut être utilisé pour fixer la sphalérite sans activation.

L'activation de la sphalérite par le sulfate de cuivre dépend fortement du pH de la pulpe ; elle est maximale à pH = 6 et à pH = 11. Lorsque certaines sphalérites sont fortement activées, contiennent des inclusions de minéraux cuprifères sous forme micro ou colloïdale, présentent une infiltration d’ions cuivre dans leur réseau cristallin, ou lorsque la pulpe contient davantage de Cu²⁺, cela rend souvent très difficile la séparation du cuivre et du zinc par flottation.

Les principaux agents de réduction de la sphalérite sont le cyanure, le sulfate de zinc, le sulfure de sodium, le sulfite et ses sels, le thiosulfate de sodium, etc.

7.3.2 Procédé d'enrichissement des sulfures de plomb et de zinc

7.3.2.1 Procédé de flottation

Les minerais de sulfure de plomb et de zinc présentent généralement une faible teneur en minéraux, et la plupart de ces derniers sont finement disséminés, souvent associés à divers composants de valeur présentant des différences manifestes en termes de flottabilité. Tous ces éléments font de la flottation la méthode la plus adaptée à l'enrichissement des minerais de sulfure de plomb et de zinc. Il existe divers procédés de flottation, notamment la flottation sélective, la flottation en masse, l’iso-flottation, la flottation différentielle en masse, la flottation en série ramifiée, etc.

(1) Le procédé de flottation sélective convient aux petites installations contenant peu de minéraux de gangue et permet généralement d'obtenir un concentré de haute qualité.

(2) Le procédé de flottation en vrac convient aux exploitations à faible rendement et permet d'obtenir un taux de récupération élevé, parfois en recourant à un broyage primaire et à un traitement préliminaire pour éliminer les résidus. Cependant, les composants utiles sont souvent difficiles à séparer en raison de la grande quantité de réactif adsorbée à leur surface lors de la flottation en vrac, ce qui rend difficile l'obtention d'un concentré de haute qualité.

7.3 Minerais de plomb et de zinc

(3) Le procédé d’iso-flottation exploite la flottabilité naturelle des minéraux, ce qui permet d’éviter l’utilisation de grandes quantités d’agents régulateurs susceptibles d’entraîner des problèmes physiques et chimiques complexes. Il n’y a pas d’utilisation excessive d’agents dépresseurs et les minéraux de valeur peuvent être entièrement flottés, ce qui contribue à améliorer le taux de récupération. Il n’y a pas non plus d’activateurs en excès, ce qui contribue à améliorer la qualité des concentrés et à réduire la consommation de réactifs.

(4) Le procédé de flottation en masse différentielle, également appelé procédé de flottation asynchrone, a été mis au point sur la base de l’iso-flottation. Dans ce procédé, le plomb n’est pas entièrement flotté en une seule fois comme dans l’iso-flottation, mais est flotté en deux étapes de flottation en masse, au cours desquelles le plomb et le zinc sont tous deux flottés. Au cours de la première étape, qui s'apparente à l'iso-flotation et ne fait appel à aucun régulateur, seule une partie du plomb est flottée. Les particules de galène présentant une flottabilité moindre sont flottées conjointement avec la sphalérite, qui est activée par le sulfate de cuivre lors de la deuxième étape de flottation. Ce procédé est applicable aux minerais de sulfures polymétalliques afin d’améliorer la récupération de l’or et de l’argent associés.

(5) Le procédé de flottation en série ramifiée consiste à diviser la pulpe en deux branches ou plus. La mousse issue du décanteur de la première branche est mélangée à la charge de la deuxième branche, puis soumise à une décantation préliminaire, avant d'être raccordée en série. Les réactifs correspondants sont ajoutés simultanément.

7.3.2.2 Séparation du plomb et du soufre

La pyrite est généralement associée à des minerais de plomb-zinc, et le processus de séparation du plomb et du soufre dépend des caractéristiques de dispersion de la pyrite.

En présence d'une faible quantité de pyrite sous forme de grains grossiers, on peut recourir à un procédé de flottation au soufre avec dépression du zinc. Le régime de réactifs peut consister en une combinaison de carbonate de sodium, de sulfate de zinc et de sulfure de sodium, ou de sulfate de zinc et de sulfure de sodium, ou encore de sulfite de sodium, de sulfate de sodium et de sulfate de zinc.

Si la pyrite présente une bonne flottabilité, elle flottera avec la galène dans le procédé traditionnel. Si l'on augmente le pH pour inhiber la flottabilité de la pyrite, celle de la galène sera également réduite. Dans ce cas, on utilise généralement une grande quantité de chaux pour inhiber la flottabilité de la pyrite et un xanthate de haute qualité pour récupérer la galène.

7.3.2.3 Séparation du zinc et du soufre

Lors de la séparation du zinc et du soufre, on utilise du sulfate de cuivre et de la chaux pour activer la sphalérite et inhiber la pyrite, respectivement. La pulpe est ensuite chauffée à 50 °C afin d'améliorer l'efficacité de la séparation du zinc et du soufre.

7.3.3 Pratiques d'enrichissement des minerais de plomb et de zinc de Fankou

7.3.3.1 Présentation de la mine de plomb et de zinc de Fankou

Le concentrateur de plomb et de zinc de Fankou traite chaque année entre 1,5 et 1,65 million de tonnes de minerai brut. Ses principaux produits sont le concentré à haute teneur en plomb, le concentré à haute teneur en zinc, le concentré en vrac de plomb et de zinc, ainsi que le concentré de soufre. La production annuelle de plomb et de zinc métalliques s'élève à 165 000-180 000 tonnes, et

Chapitre 7 : Techniques d'enrichissement des minerais métalliques non ferreux

concentré de soufre standard : 550 000 à 700 000 tonnes.

Le minerai de Fankou est principalement un minerai de sulfure de plomb-zinc complexe et dense, dont la teneur en pyrite peut atteindre 45%. La galène, la sphalérite et la pyrite présentent une granulométrie inégale et une structure complexe : les particules de -0,074 mm représentent 35%, 17% et 49%, respectivement, tandis que les particules de -0,02 mm représentent 16%, 4% et 8%, respectivement. Son enrichissement s'avère difficile.

Les innovations technologiques et les pratiques de production mises en œuvre dans le cadre du traitement des minerais de plomb et de zinc du complexe de Fankou sont en place depuis plusieurs décennies, ce qui a grandement contribué au développement de la technologie de traitement des minerais sulfurés en Chine. La technologie sans cyanure, la technologie de broyage fin à haute teneur en alcalis, la technologie de flottation en masse asynchrone, la technologie de flottation rapide avec réactifs mixtes et la technologie de flottation à potentiel contrôlé ont été mises en œuvre avec succès. Elles ont permis de résoudre le problème épineux du traitement des minerais sulfurés complexes et ont contribué à faire progresser la technologie chinoise de traitement des minerais sulfurés au niveau des meilleures pratiques mondiales.

7.3.3.2 Mise au point du procédé de flottation

Le procédé de flottation en masse a été mis en œuvre lors de la construction de l'usine en 1968. Le minerai brut était broyé à une granulométrie inférieure à 0,074 mm, ce qui représentait 70%. Le concentré de plomb-zinc en masse était obtenu par flottation en masse à l'aide de chaux, de sulfate de cuivre et de xanthate d'éthyle. Après rebroyage, le concentré global était séparé à l’aide de chaux, de cyanure et de sulfate de zinc, afin d’obtenir respectivement des concentrés de plomb et de zinc. Le concentré de soufre était obtenu par flottation des résidus globaux. Ce procédé utilisait du cyanure, ce qui entraînait une pollution environnementale et offrait un faible rendement de séparation.

Au milieu des années 1970, la protection de l'environnement a fait l'objet d'une attention croissante. Ce procédé a permis d'abandonner l'utilisation du cyanure et de produire un concentré en vrac de haute qualité destiné au procédé de fusion Imperial (ISP), qui permet de traiter du concentré en vrac plutôt que du concentré séparé, comme c'est le cas dans les fonderies traditionnelles.

Le degré de libération de la galène n'était que de 60%, alors que la fraction de -0,074 mm représentait 70% ; un broyage fin s'imposait donc. Cependant, le broyage fin a généré une grande quantité de pyrite fine, de galène et de leurs particules agglomérées, qui présentaient une flottabilité très similaire, ce qui a rendu la séparation difficile. Après de longues recherches, un procédé de flottation sélective dans des conditions hautement alcalines avec un collecteur puissant a été mis au point. Le minerai brut a été broyé jusqu’à une granulométrie de -0,074 mm représentant 85%, et le concentré de plomb a été rebroyé jusqu’à une granulométrie de -0,038 mm représentant 85% à 90%. De grandes quantités de chaux et de xanthate de butyle ont été ajoutées dans le broyeur à boulets, où l’environnement hautement alcalin a favorisé la flottation de la pyrite nouvellement libérée, tandis que le xanthate de butyle protégeait la surface fraîche de la galène. Le concentré de plomb est obtenu par flottation sélective comprenant une étape de dégrossissage, une étape de balayage et quatre étapes de nettoyage utilisant du sulfate de zinc et du terpinéol. Ce procédé a permis d’améliorer à la fois le taux de récupération du plomb ainsi que la qualité et le taux de récupération du concentré de zinc ; toutefois, la dépression de la chaux n’est pas totale, ce qui rend difficile la séparation du plomb et du fer et entraîne une charge de circulation élevée. La teneur du concentré de plomb est d’environ 50%-52%. La flottation différentielle en vrac, également appelée flottation asynchrone, a été testée avec succès en 1987 et a permis de produire un concentré grossier en vrac, qui a été rebroyé et épuré. Cependant, plusieurs problèmes sont apparus. Ce procédé s’est révélé peu adaptable au marché, car le concentré en vrac est le seul produit obtenu. Un surbroyage s’est produit lors du rebroyage du concentré en vrac grossier, bien que le taux de récupération ait augmenté. Des fluctuations et des pertes ont été observées en raison de la grande quantité de matière flottée générée par la flottation en vrac. De plus, l’aerofloat à l’aniline se décompose facilement, ce qui a représenté une forte pression en matière de protection de l’environnement.

Sur la base d'une flottation sélective dans des conditions à forte teneur en alcalins, on a ensuite utilisé des collecteurs mixtes et un dépresseur organique, et on a cessé d'utiliser le sulfate de zinc ; le retour des résidus de nettoyage par saut a permis d'augmenter la teneur en plomb de 53% à 58%.

En 1998 et 1999, la flottation à potentiel contrôlé a franchi avec succès la phase d'essais industriels. Cette technique, qui allie la théorie moderne du contrôle du potentiel des sulfures à la pratique de la production, a permis de mieux cerner la relation entre le comportement de flottation des minéraux et le potentiel de la pulpe, tout en optimisant le régime des réactifs et la structure du schéma de traitement.

7.3.3.3 Processus FKNSP

La technologie FKNSP est la toute dernière technologie de traitement harmonieux des minerais de sulfure complexe de plomb, de zinc et de fer. Elle repose sur le concept et le principe d“” harmonie », tire pleinement parti des caractéristiques intrinsèques et de la flottabilité des minéraux présents dans le minerai, et permet de réaliser des économies d’énergie. Elle permet d’obtenir quatre produits : un concentré de plomb, un concentré de zinc, un concentré en vrac et un concentré de soufre, décrits comme suit à la figure 7.4.

Étant donné que la plupart des principaux minéraux métallifères ont été libérés lors du broyage grossier, on recourt au broyage grossier du minerai brut et au rebroyage des résidus, dans le but de broyer à nouveau la faible quantité de particules retenues qui sont difficiles ou lentes à flotter, ce qui permet de réaliser des économies d'électricité.

Pratiques d'enrichissement des minerais métalliques non ferreux

consommation. La plupart des particules grossières et faciles à flotter de plomb ou de zinc sont rapidement séparées par flottation en peu de temps afin de produire un concentré de plomb ou de zinc, ce qui réduit le broyage excessif des minéraux libérés et la charge de recyclage inutile. Les intermédiaires difficiles à traiter sont regroupés et rebroyés pour produire un concentré en vrac de haute qualité, ce qui augmente la récupération des métaux et raccourcit le schéma de traitement. Ce procédé exploite pleinement l’effet combiné des réactifs de flottation et utilise des mélanges de réactifs pour renforcer l’efficacité de la séparation des minéraux de plomb et de zinc. La flottation rapide de la plupart des concentrés de plomb et de zinc contribue à éliminer l’effet cumulatif des réactifs de flottation ainsi que l’impact négatif causé par une utilisation excessive de réactifs. Cette structure harmonieuse du procédé et des produits, associée à un régime de réactifs de flottation ciblé, réduit la charge de circulation dans le schéma de traitement et la durée totale de la flottation.

Le procédé FKNSP comprend une flottation rapide du plomb, une flottation lente du plomb, une flottation rapide du zinc, une flottation lente du zinc et une flottation en vrac. Le régime de dosage des réactifs et la durée de flottation sont décrits ci-dessous.

Le minerai est broyé dans un circuit fermé à deux étages. Du xanthate de butyle, du dithiocarbamate d'éthyle et de la chaux sont ajoutés dans le broyeur à boulets primaire à des dosages respectifs de 65 g/t, 65 g/t et 5 000 g/t.

(1) Flottation rapide du plomb. Il comprend un décanteur primaire et trois décanteurs secondaires, avec des durées de flottation de 6 min, 11 min, 9 min et 23 min, respectivement. Le moussant est le seul réactif ajouté lors de l'opération de dégrossissage, tandis qu'une petite quantité de xanthate de butyle, de dithiocarbamate d'éthyle et de chaux est ajoutée à chaque opération de nettoyage. Les intermédiaires sont renvoyés en circuit, tandis que les résidus de la phase de pré-flottation sont soumis à une flottation lente du plomb. De l’humate de sodium (PS) est également utilisé lors de la deuxième opération de nettoyage pour inhiber la flottation de la pyrite. L’humate de sodium est non toxique, insipide, respectueux de l’environnement et peu consommé ; il permet de réduire la quantité de chaux nécessaire et s’adapte bien à la qualité de l’eau.

(2) Flottation lente du plomb. Il comprend un décanteur primaire et un décanteur secondaire. De la chaux, du xanthate de butyle et de l'éthylthionitrogène sont ajoutés dans le préconstructeur à raison respectivement de 500 g/t, 125 g/t et 12,5 g/t. Le xanthate de butyle est ajouté dans le capteur à raison de 15 g/t.

(3) Flottation rapide du zinc. Le circuit comprend un décanteur primaire et trois décanteurs secondaires. Du xanthate de butyle et de l'huile II sont ajoutés au flux en agitation à des doses respectives de 120 g/t et 15 g/t. Du sulfate de cuivre, de la chaux et du xanthate de butyle sont ajoutés avant chaque opération de nettoyage à des dosages décroissants. La durée de flottation est respectivement de 7 min, 7 min, 13 min et 26 min. Les résidus de la flottation préliminaire sont acheminés vers la flottation lente du zinc.

(4) Flottation lente du zinc. Il se compose d'un circuit de dégrossissage et de trois circuits de purification. Du xanthate de butyle et de l'huile II sont ajoutés dans le circuit de dégrossissage à raison de 20 g/t et 5 g/t, respectivement. Le concentré de l'étage de dégrossissage retourne dans le circuit de rebroyage fermé par un cyclone. Du xanthate de butyle est ajouté dans les étages de purification. Les résidus de l'étage de purification sont déshydratés, puis soumis à une flottation au soufre. La durée de flottation est respectivement de 4 min, 3 min, 4 min et 4 min.

(5) Flottation en vrac. Les écumes issues des deux flottations lentes du plomb et du zinc sont mélangées puis rebroyées, avant de subir une flottation en masse afin d'obtenir un concentré global de plomb et de zinc. La flottation en masse comprend cinq étages de nettoyage, avec des durées de flottation respectives de 6 min, 5 min, 5 min, 5 min et 20 min.