Froth flotation is a separation process widely used to concentrate valuable minerals. It is based on differences in the surface properties of the valuable minerals and the waste (known as gangue). Separation takes place primarily in the underlying pulp phase but minerals are further cleaned in the froth phase. Although there has been a considerable amount of research on froth flotation, the process is still poorly understood. The interaction of many parameters (e.g. the particle size of the ore), operational conditions and chemical interactions, influence the process performance and make it difficult to investigate. The effect of changing operating variables on concentrate grade and mineral recovery has been previously linked with performance changes only by experimental measurements. This thesis attempts to build a mathematical description of the influence of operational conditions on gas, liquid and solid ow behaviour in a flotation tank. Detailed models of pulp and froth were built and implemented in a custom written three dimensional, finite volume framework. The pulp phase model consists turbulent gas-liquid interactions, solid dispersion and selective gas-solid attachment. The froth model includes froth motion, liquid drainage and solid particle dispersion in Plateau borders of froth. Both models were validated separately on a series of test data samples. Finally models were linked in one framework with a pulp-froth interface common for both domains. It was found that pulp phase significantly influences froth phase. The non-uniform distributions of parameters on the pulp-froth interface resulting from computation of pulp phase may change significantly distribution profiles in froth This can possibly affect yield and purity of final product.

La demande en énergie grandissante, les gisements d'uranium à faible teneur pourront être ceux exploités dans le futur. Le traitement conventionnel de minerais d'uranium utilise peu de procédés minéralurgiques de concentration permettant la réduction de consommation de réactifs de lixiviation. Le but de ce travail est de développer un procédé de valorisation visant l'amélioration du procédé d'exploitation (lixiviation alcaline en tas) prenant en compte la variabilité minéralogique et texturale du minerai. Le gisement de Trekkopje, est composé d'une calcrète et d'une gypscrète. Le minéral porteur de l'uranium est la carnotite (K2(UO2)2[VO4]2.3H2O). Les minéraux de gangue sont composés de silicates tels que le quartz, les feldspaths, les micas et de minéraux du calcium, la calcite et le gypse (analyses en DRX, ICP-MS). Un traitement d'images MEB a permis d'étudier les propriétés texturales et la surface exposée des inclusions dans les amas d'argiles (cf. Figure 1). Dans la calcrète broyée à -200 µm, 50 % de l'ensemble de la carnotite est en moyenne associée aux amas d'argiles, composés à 98 % de palygorskite, 2% d'illite, de montmorillonite et d'interstratifiés (analyses DRX et microsonde électronique de Castaing). La taille des grains de carnotite est à 95 % inférieure à 70 µm. La calcite est la principale inclusion dans les amas d'argiles avec un taux moyen d'inclusion de 12% tandis que celui de la carnotite s'élève à 5%. Le pourcentage de surface exposée moyen de ces minéraux, dans les amas, est de 6 % et de 3 %, respectivement, ceci indiquant que les inclusions ne devraient pas influencer le comportement des particules mixtes d'argile. Cependant, les essais de flottation sur minerai n'ont pas vérifié cette hypothèse. Trois voies de séparation minérales ont été proposées en fonction de l'aptitude des minéraux à consommer le réactif de lixiviation : les minéraux calciques des silicates, la palygorskite des minéraux de gangue et la carnotite des minéraux de gangue. Une étude des propriétés électrocinétiques en électrophorèse des silicates et des minéraux calciques a été réalisée afin de choisir les collecteurs et l'intervalle de pH optimal à une flottation sélective. Un pH basique proche de la neutralité est révélé optimal pour la séparation des minéraux de gangue avec des collecteurs cationiques ou anioniques en s'appuyant sur les valeurs de PIE des minéraux : silicates pH 1-2, palygorskite pH 3, francolite pH 3-4 et minéraux du calcium pH 9-10. Les isothermes d'adsorption des amines primaires avec un réactif nonionique obtenues par chromatographie gazeuse mettent en évidence leur coadsorption sur la surface des silicates à pH 8. La présence du réactif non ionique permet la formation d'une couche d'adsorption plus dense sur la surface minérale déduite des déplacements des bandes de vibration symétriques et asymétriques des groupements CH2, CH3 sur les spectres infrarouge en réflexion diffuse. La palygorskite est séparée de l'ensemble de minéraux calciques et silicates purs à pH 8, avec un mélange de collecteurs tels qu'une amine primaire et un alcool aliphatique sans utiliser de déprimants spécifiques. Une séparation nette entre minéraux du calcium et des silicates est réalisée à pH 8 en combinant l'oléate de sodium avec le même réactif nonionique. Des effets synergiques des mélanges de réactifs ioniques avec un réactif non ionique ont été mis en évidence avec un abaissement de la consommation en réactif ionique de deux à dix fois. Les essais de flottation en cellule mécanique de laboratoire de 1L sur le minerai ont confirmé les résultats obtenus en flottation des minéraux purs avec les collecteurs anioniques. L'élimination des minéraux du calcium (produit flotté contenant 25 % de l'uranium), des silicates (produit non flotté contenant 75 % de l'uranium) en utilisant une combinaison d'oléate de sodium et d'un alcool aliphatique est la voie de séparation par flottation retenue [...] / Due to the energy growing demand, uranium low grade ores may be those exploited in the future. Uranium ores conventional treatment doesn't often use mineral processing such as concentration methods for reducing leaching reagent consumption. The aim of this work is to develop an upgrading process to improve the operating process (alkaline heap leaching) taking into account the mineralogical and textural variability of the ore. The Trekkopje deposit is composed of calcrete and a gypscrete. The uranium bearing mineral is carnotite (K2 (UO2)2 [VO4]2.3H2O). The gangue minerals are composed by silicates, such as quartz, feldspars, micas and Ca-minerals, calcite and gypsum (XRD and ICP-MS analysis). A SEM image processing was used to study the textural properties and the exposed free surface of mineral inclusions in clay clusters. In calcrete milled to -200 µm, 50 % of all carnotite is associated with clay clusters, which are composed by 98 % of palygorskite, 2 % of illite, montmorillonite, and interbedded clays (XRD and microprobe analysis). The carnotite grain size is 95% less than 70 µm. Calcite is the main inclusion in clay clusters. Indeed, the calcite inclusions average rate in the clay clusters is 12 % and 5 % for carnotite inclusion. And the free exposed surface percentage of these minerals in clay clusters is 3 % and 6 %, thus indicating that the inclusions should not affect the behavior of mixed clay particles. However, ore flotation essays didn't verify this hypothesis. Three minerals separation have been proposed based on the mineral ability to consume leaching reagents: separating Ca-minerals from silicates, palygorskite from gangue minerals and carnotite from gangue minerals. A study of silicates and Ca-minerals electrokinetic properties (electrophoresis) was carried out to select the collectors and the optimum pH range for selective flotation. Basic pH near neutral was proved to be optimal for the separation of gangue minerals with cationic or anionic collectors (silicates IEP - pH 1-2, palygorskite IEP - pH 3, francolite IEP - pH 3-4 and IEP minerals calcium - pH 9 - 10). The adsorption isotherms of the primary amines with a nonionic reagent obtained by gay chromatography highlight their coadsorption on the silicates surface at pH 8. The presence of nonionic reagent allows to the formation of a compact layer on the mineral surface, derived from the displacement of the symmetric and asymmetric vibration groups CH2, CH3 of the infrared diffuse reflectance spectra. Palygorskite is separated from the pure Ca-minerals and silicates at pH 8, with a mixture of a primary amine and a nonionic reagent such as collectors, without using specific depressant. A clear separation of Ca-minerals and silicates is carried out at pH 8 by combining sodium oleate with aliphatic alcohols. The synergistic effects of ionic and nonionic reagents were highlighted with an ionic reagents consumption reduction by two to ten fold. The ore flotation tests have confirmed the results obtained in pure mineral flotation with anionic collectors. The removal of Ca-minerals (floated product containing 20 % of uranium), silicates (nonfloated product containing 80 % of uranium) using a combination of sodium oleate and an aliphatic alcohol is the separation by flotation chosen solution. This study led to exploitable results in solving the problem by coupling multi-scale approaches

La flottation des particules fines est un challenge technique que l’industrie minière doit relever pour pouvoir exploiter de manière optimale certains types de gisement dont les minerais présentent des textures particulièrement fines. Cette problématique revêt une importance particulière avec la diminution des ressources minérales considérées comme conventionnelles du point de vue de la maille de libération des minéraux d’intérêt. Il existe deux manières d’optimiser les procédés de flottation pour un minerai, la recherche des paramètres de fonctionnement optimaux des équipements de flottation existants et l'élaboration de nouveaux réactifs de flottation. Les travaux des dernières décennies ont mis en évidence qu’en raison de leurs hauts régimes hydrodynamiques favorisant le contact entre les bulles et les particules, les techniques de flottation intensive étaient beaucoup plus adaptées pour le traitement des fines que les dispositifs de flottation mécanique. Cependant, en raison du temps de résidence très court au sein de ces dispositifs de flottation, il est nécessaire que la surface des minéraux d’intérêts soit rendue particulièrement hydrophobe. En ce sens, l’amélioration des performances de flottation, pour les minerais à granularité réduite, par des techniques de flottation intensive requiert l’élaboration de réactifs de flottation plus efficaces et plus sélectifs. L’objet d’étude qui a été choisi est un résidu fin produit à l’issue des différentes étapes nécessaires à l’extraction de l’or et du tellure à partir du minerai de la mine de Kankberg en Suède. Ce résidu à granularité fine possède une faible teneur en terres rares présentes sous la forme de monazite, un minéral de type phosphate. Les travaux de thèse présentés dans ce manuscrit consistaient à développer un réactif permettant d’améliorer l’adsorption d’un collecteur sur la surface de la monazite pour faciliter sa récupération lors de la flottation intensive. Il ressort de ces études que les ions lanthane peuvent améliorer significativement l’adsorption des collecteurs de type carboxylate sur la surface de la monazite et donc améliorer la flottabilité de cette dernière. Les connaissances actuelles concernant les propriétés de surface de la monazite et les mécanismes d’adsorption des collecteurs anioniques sur la surface de ce minéral sont relativement limitées. Il paraissait donc judicieux de contribuer au cours de cette thèse à l’amélioration de ces connaissances. Une étude a été menée pour évaluer l’hydroxylation de surface de la monazite qui est largement considérée dans la littérature comme influençant l’adsorption du collecteur. La manipulation de monazite peut conduire à une exposition aux radiations en raison de la radioactivité émise par la chaîne de désintégration des actinides souvent présents en quantité significative dans le réseau cristallin de la monazite. Au cours de ce projet doctoral, la synthèse de matériaux indurés analogues à la monazite a également été étudiée dans le but de faciliter le déroulement des expérimentations qui nécessitent l’utilisation de monazite. Un protocole de synthèse de poudre de monazite suffisamment indurée pour être agitée a été développé. Des mesures de mobilité électrophorétiques ont par ailleurs montré que les propriétés de surface de ces monazites de synthèse sont identiques à celles d’une monazite naturelle à composition complexe démontrant par ailleurs que la présence de nombreuses substitutions atomiques dans le réseau cristallin de la monazite n’avait pas d’influence sur sa mobilité électrophorétique. / The flotation of fine particles is a technical challenge that the mining industry must address to efficiently exploit certain types of deposit whose ores are finely textured. This issue is of particular importance with the depletion of mineral resources considered as “conventional” with regards to the liberation mesh of minerals of interest. There are two basic approaches to optimise the flotation process for a particular ore, the research for the best working parameters of existing flotation devices and the development of new flotation reagents. The research works in the past decades highlight that, owing to their high hydrodynamic regimes, intensive flotation technologies are more adapted to the treatment of fine particles than conventional mechanical flotation devices. However, due to the short residence time in intensive flotation cells, it is essential that the surface of the minerals of interest has been particularly hydrophobised. In this sense, the improvement of the flotation performance for fine grained ores implies both the use of new flotation technologies and the development of more efficient and more selective flotation reagents. The selected object of studies is a fine grained residue produced after the extraction of gold and tellurium out of the ore from the Kankberg mine which is located in Sweden. This fine material contains low amounts of rare earth elements, in the form of monazite, a phosphate mineral. The thesis works presented in this manuscript consists of developing a reagent that improves the adsorption of the collector on the surface of monazite to facilitate its recovery throughout intensive flotation. The conducted studies emphasise that lanthanum ions significantly promote the adsorption of carboxylate type collectors on the monazite surface thereby increasing the floatability of this mineral. Current knowledge regarding the surface properties of monazite and the mechanism of anionic collectors adsorption on the monazite surface are relatively limited. Therefore, it seems wise to contribute to improving this knowledge during this thesis. A study was carried out to assess the hydroxylation of the monazite surface which is largely considered in the literature as a phenomenon influencing the collector adsorption. The handling of monazite may cause radiation exposure because of the radioactive decay chains of the actinide elements naturally present in the monazite crystal lattice. During this thesis, the synthesis of indurated monazite analogue materials was also investigated to facilitate the conduct of experiments. A protocol of synthesis of monazite powder sufficiently indurated to be mechanically stirred has been developed. Electrophoretic mobility measurements highlight that the surface properties of the synthetic monazite materials were similar to those of natural monazite with complex chemistry showing, in addition, that the presence of several atom substitutions in the monazite crystal lattice has no influence on its electrophoretic mobility.

Kansanshi mine sulphide ore circuit did not achieve target flotation recovery in 2016, hence it was deemed necessary to carry out a research aimed at optimizing this circuit. The objective of the research was to optimise the Kansanshi milling and flotation circuit processing a copper sulphide ore. In line with this, samples were obtained around the circuit and processed in the laboratory for moisture content, slurry concentration, particle size distribution, and flotation response. This information was then used to build a computer-based model of the Kansanshi milling and flotation circuit. This was done in MODSIM®, a software package specialising in the design and simulation of mineral processing operations. After careful appraisal, appropriate models were selected for the semi autogenous grinding (SAG) and ball mills, SAG mill discharge screen, hydrocyclones, pebble crusher, and the flotation cells. The calibrated model was then used to simulate the effects of key operating parameters on flotation recovery. Analysis using the attainable region technique revealed that the SAG mill feed-rate should be adjusted from 1719 tph to 2090 tph. This would lead to a better utilisation of the pebble crusher that can process 358 tph of pebbles from the current 198 tph. From the simulation work, it was established that rougher flotation recovery can be improved from the current 80.0 % to 82.3 %. The technoeconomic benefits of the proposition are yet to be investigated. Findings from the research concluded that the milling circuit optimum operating parameter; which generated a final product falling predominantly in the range - 150 +38 μm were SAG and ball mills conditions of ball sizes 200 and 40mm respectively, ball mill ball filling 32% and rotational speed between 75 and 80% for both SAG and ball mills. The optimum hydrocyclone feed slurry concentration was found to be 62% solids. Additionally, the SAG mill discharge screen aperture size of 6 mm was the optimum. It must be noted that slurry concentration did not show any impact on both the SAG and ball mills performance. The SAG mill ball filling did not show any significant improvement on performance. / College of Engineering, Science and Technology / M. Tech. (Chemical Engineering)