Ce travail de thèse a pour objectif de développer une méthodologie permettant de prédire l’impact environnemental des futurs projets miniers, dès l’étape d’exploration. Le drainage minier acide, connu comme le principal problème environnemental des gisements sulfurés, se produit lors de l’oxydation des sulfures par l’oxygène et l’eau. Des échantillons de sulfures et sulfosels ont été soumis à des tests géochimiques afin d’étudier leur taux de réactivité. Les minéraux ont été classés par ordre décroissant: gersdorffite > pyrrhotite > arsénopyrite > Ni-pyrite > Ni-pyrrhotite > Fe-sphalérite > pyrite > galène > chalcopyrite. L’influence des interactions galvaniques sur le taux de réactivité de la pyrite, la chalcopyrite et la sphalérite a été étudiée. La pyrite est protégée galvaniquement en présence de chalcopyrite mais n’est pas complètement protégée en présence de sphalérite. Des mélanges synthétiques de minéraux purs ont permis la modification du calcul de potentiel de génération d’acidité par l’ajout d’un facteur cinétique, basée sur les équations de Paktunc (1999) et Bouzahzah et al. (2013). Dix minerais polymétalliques et aurifères ont été caractérisés selon une méthodologie pluridisciplinaire. La caractérisation minéralogique des minerais a permis de connaître leur composition minéralogique quantitative et de détecter les éléments contaminants ainsi que leur spéciation. Une méthode automatisée de quantification minéralogique basée sur la microscopie optique multispectrale a été développée. Cette innovation vise à développer la microscopie optique pour des applications métallurgiques et environnementales de routine / This thesis proposes the implementation of a reliable methodology, based on the characterization of ores at the exploration stage. The main environmental issues for the mining industry are acid mine drainage and contaminated neutral drainage. Sulfides and sulfosalts, when in contact with water and oxygen, oxidize at different rates, resulting in the production of acid and release of various contaminants. Samples of pure sulfides were submitted to geochemical testing to determine their oxidation rates. The pure minerals can be ordered from the highest to the lowest reactivity as: gersdorffite > pyrrhotite > arsenopyrite > Ni-pyrite > Ni-pyrrhotite > Fe-sphalerite > pyrite > galena > chalcopyrite. Galvanic interactions between pyrite, chalcopyrite, and sphalerite were geochemically investigated. Pyrite was galvanically protected in presence of chalcopyrite, and partially protected in presence of sphalerite. Five synthetic tailings, simulating realistic tailings sulfides compositions, were prepared to compare geochemical behaviors and produce a better assessment of the acid-generation potential (AP). A new method is proposed by adding a kinetic factor. Ten polymetallic and gold sulfide ores were fully characterized with multidisciplinary techniques. Mineralogical investigations allowed for the mineralogical quantification of the ores, and for the knowledge of trace elements and their speciation. A method was developed to automatically quantify sulfides by multispectral optical microscopy. Detailed mineralogical work can save time and money and allows detecting the problems at the beginning of mining developments, improving mine waste management and mine closure planning

Les concentrations de métaux lourds retrouvées dans les sols augmentent considérablement depuis la révolution industrielle et s’accumulent quotidiennement dans la biosphère. Ces composés métalliques persisteront pendant plusieurs années au niveau des différents écosystèmes affectés et voyageront dans les chaînes alimentaires par bioaccumulation. Les activités humaines, telle que l’industrie minière contribuent activement à cette problématique environnementale. En effet, l’excavation minière perturbe la roche-mère et favorise l’oxydation des métaux lourds sulfurés qui, lentement, produiront de l’acide sulfurique. Cette acidification peut mobiliser les éléments métalliques stables en condition neutre ou alcaline. Ces phénomènes induisent la formation du drainage minier acide (DMA) qui peut contaminer les cours d’eau ou les nappes phréatiques à proximité. Plusieurs mines sont situées en Abitibi-Témiscamingue en raison de l’abondance de divers minerais dans la roche mère tels que l’or. Une importante quantité de déchets industriels est produite lors de l’excavation du minerai, dont les résidus miniers entreposés dans des bassins de rétention extérieurs. Ces bassins prennent de l’expansion quotidiennement autour du site minier substituant la place de la végétation saine et des territoires. Une mise en végétation des sites miniers du Québec est exigée depuis 1995 afin de redonner une apparence naturelle aux sites et limiter le phénomène d’érosion. Depuis 2013, un plan de réaménagement et de restauration des sites exploités est obligatoire selon la loi sur les mines. Ces bassins seront donc ciblés pour effectuer des essais de revégétalisation par l’entremise de plantes actinorhiziennes. Les plantes actinorhiziennes sont des végétaux robustes pouvant coloniser nombreux habitats perturbés et hostiles. L’aulne est une plante actinorhizienne pouvant établir une relation symbiotique avec l’actinobactérie fixatrice d’azote du genre Frankia. La symbiose actinorhizienne est une interaction équitablement profitable entre la plante et la bactérie. Cette symbiose repose sur la capacité de la bactérie à transformer, au niveau des nodules, l’azote atmosphérique en ammonium assimilable grâce à une enzyme spécifique, la nitrogénase. Lorsque la symbiose est bien établie, elle donnera un avantage significatif aux plantes pour leur développement et leur croissance, et ce, même dans un substrat pauvre en nutriments ou contaminé. En effet, la symbiose actinorhizienne permet d’améliorer la structure physicochimique d’un sol et de l’enrichir en azote grâce à la fixation de l’azote atmosphérique. Dans la région de l’Abitibi-Témiscamingue, la mine Doyon est une mine d’or qui détient des sols acidogènes contenant des traces non négligeables de métaux lourds. Ce projet de recherche en microbiologie environnementale avait comme objectif principal d’évaluer la capacité des aulnes rugueux et des aulnes crispés à coloniser des résidus miniers acidogènes aurifères (concentrations différentes de 0 %, 35 %, 65 % et 100 %) avec ou sans l’aide de Frankia. La dispersion des contaminants par les feuilles a aussi été étudiée afin d’évaluer le risque environnemental de l’utilisation des aulnes sur le terrain à des fins de revégétalisation. Les objectifs préliminaires avaient comme but d’évaluer la résistance, de manière individuelle, de la souche ACN10a du genre Frankia (par extrait aqueux) puis des espèces d’aulne aux résidus miniers non stérilisés. Par le fait même, la microflore des résidus miniers a été étudiée dans le but d’isoler des espèces symbiotiques d’endophytes écoadaptées aux conditions arides du site minier Doyon. Concernant les objectifs préliminaires, les résultats ont démontré que la souche ACN10a résiste bien jusqu’à 35 % d’extrait aqueux de résidus miniers de la mine Doyon. Pour les concentrations supérieures à 50 %, Frankia (souche ACN10a) a démontré une respiration cellulaire et des concentrations protéiques décroissantes en raison de la présence d’éléments toxiques biodisponibles dans l’extrait aqueux. Par ailleurs, les aulnes rugueux et crispés ont démontré une tolérance jusqu’à la concentration de 35 % de résidus miniers non stérilisés sans la présence de Frankia. Par la suite, les résultats d’isolement n’ont pas démontré la capacité des aulnes à recruter des bactéries symbiotiques à partir des résidus miniers de la mine Doyon. Concernant l’objectif principal, les résultats ont démontré que l’aulne rugueux résiste mieux que l’aulne crispé jusqu’aux concentrations de 35 % de résidus miniers lorsqu’inoculés en manifestant une meilleure biomasse sèche totale, une plus grande concentration de chlorophylle dans les feuilles et un plus grand nombre spécifique de nodules. L’établissement symbiotique a été affecté par la présence des résidus miniers acidogène révélant que le nombre de site d’infection racinaire diminuait en fonction des concentrations de résidus miniers croissantes (0 %, 35 %, 65 % et 100 %). Ensuite, une analyse des éléments chimiques des feuilles a démontré que le transfert des métaux lourds des résidus miniers vers les feuilles était minime. Les plantes révélant de hautes teneurs en métaux lourds dans leurs feuilles ont développé par le fait même, une faible biomasse aérienne limitant ainsi la dispersion de contaminants lors de la perte des feuilles à l’automne. Le modèle expérimental aulne-Frankia possédait un seuil de tolérance visible à la concentration de 35 % de résidus miniers acidogènes aurifères de la mine Doyon. De plus, la présence de la symbiose actinorhizienne a modulé la distribution de certains éléments chimiques dans les feuilles en comparaison avec les aulnes non-inoculés (molybdène, nickel). Puis, une similarité a été notée dans la composition chimique des feuilles d’aulnes inoculés s’étant développés dans 0 % (témoin positif) et 35 % de résidus miniers.

Ce travail présente les résultats dune étude menée sur la dépollution des tailings de Kipushi (RD Congo) par la valorisation des métaux contenus. Ce sont les rejets anciens dun concentrateur. Ils contiennent de la pyrite et des sulfures résiduels de cuivre et de zinc. Du fait du stockage à lair libre pendant plus de 40 ans, ces sulfures sont partiellement oxydés. Ces tailings présentent une certaine instabilité physique et chimique qui est à la base de la dégradation des milieux environnants les plus proches (rivières naturelles, sols sous-jacents, nappes souterraines, etc.) suite à la migration et à la dispersion dETM (éléments traces métalliques) tels que larsenic, le cadmium, le cobalt, le cuivre, le plomb, le zinc, Linstabilité physique se manifeste par des phénomènes dérosion par les eaux de ruissellement pendant la saison des pluies et par des phénomènes dérosion éolienne pendant la saison sèche. Leur stockage en surface saccompagne dune lente oxydation des sulfures avec production deaux acides qui dans leur neutralisation par la dolomie présente dans les rejets et celle des formations géologiques sur lesquelles ils reposent, contribuent à laccroissement des réseaux karstiques, au durcissement des eaux des nappes et parfois provoquent des phénomènes daffaissements, voire même deffondrements de terrains. Pour réduire les impacts environnementaux majeurs de ces tailings, nous avons effectué ce travail en recherchant un traitement qui combinerait dune part la dépollution par la réduction des ETM et du soufre sulfure et dautre part la valorisation du cuivre et du zinc contenus. Les deux voies qui ont été testées commencent par une flottation globale de tous les sulfures (désulfuration environnementale). Les résultats de nos expérimentations montrent quon peut obtenir un nouveau rejet de flottation dans lequel une majeure partie des ETM facilement mobilisables dans lenvironnement est éliminée ainsi que presque tout le soufre (95 %), ce qui écarte donc tout risque de DMA. Nous avons démontré que pour atteindre ces résultats, il suffit de ne broyer que la fraction la moins libérée de dimension supérieure à 75 μm et dactiver par un prétraitement à pH 6 les sulfures dont la collection par le xanthate est sinon inhibée par laltération superficielle avec formation doxydes ou par les complexes cyanométalliques formés lors de la flottation avec dépression de la pyrite par les ions cyanures ayant produit les tailings étudiés. Nous avons tenté denrichir le concentré global de la désulfuration environnementale par une flottation différentielle avec dépression de la pyrite à pH 11. Cet enrichissement est difficile à réaliser à cause de la finesse des grains et des caractéristiques minéralogiques du concentré global qui contient beaucoup de grains mixtes. Les essais ont alors porté sur la lixiviation chimique acide oxydante (avec Fe3+) et la lixiviation bactérienne du concentré global après son enrichissement en cuivre et en zinc dans un circuit de flottation avec deux finissages. Une étude approfondie des paramètres qui influencent le mécanisme des biolixiviations a été effectuée et les conditions de leur mise en pratique industrielle ont été déterminées. La lixiviation chimique doit être réalisée à des températures élevées (98°C) pour fragiliser la couche de passivation de soufre élémentaire qui se forme à la surface des grains et qui tend à freiner la diffusion des réactifs et des produits de la réaction. Par contre, la biolixiviation donne de bons résultats à température modérée. Elle est techniquement applicable aux tailings de Kipushi. Nous proposons de réaliser la biolixiviation en deux étapes successives, la première avec des bactéries thermophiles modérées (55°C) à une densité de pulpe de 15 % (poids/volume) et la deuxième avec des bactéries mésophiles (33°C) sur des pulpes à 4 % de solides. Dans ces conditions, on réussit à produire deux solutions de lixiviation (PLS : pregnant leach solution), lune à 3 g/l de cuivre et 7 g/l de zinc et lautre à 0,2 g/l de cuivre et 7 g/l de zinc, quon purifie et concentre facilement dans un circuit dextraction par solvant. Lextraction par solvant du cuivre est réalisée avec le LIX984N directement sans modifier le pH des PLS (1,7-1,9) et le zinc est extrait par le D2EHPA après précipitation dions Fe3+ du raffinat cuivre à des pH entre 3 et 3,5. On obtient ainsi des solutions aqueuses de cuivre et de zinc convenant aux installations délectrolyse industrielle. Nous avons proposé un schéma de traitement des tailings de Kipushi qui pourrait fonctionner pendant 20 ans avec les 36 684 600 tonnes sèches de rejets stockés à la digue 1 et 2. Le traitement produirait un nouveau rejet plus ou moins dépollué qui représente 66 % en poids des tailings traités, 80 950 tonnes de cuivre et 631 750 tonnes de zinc. The work present results from research study devoted to de-pollution of the stocked tailings in Kipushi (DR Congo) via valorization of the metals contained in the tailings. Pyrite and copper and zinc sulfides present the principal mineral composition of the laid down tailings from the concentrator. Due to the fact that the sulphides have been stocked during more than 40 years, they are partly oxidized. These tailings present a constant risk from physical instability and spillage, which reflects in the deterioration of the surrounding environment (rivers, soil, underground water table, etc). Moreover the migration and dispersion of TEM (trace metal elements) such as arsenic, cadmium, cobalt, copper, lead, zinc, is leading to erosion and mine run-off phenomena during wet season and generate air-borne particles during dry season. The stocking of the tailings is accompanied by slow oxidation of the sulfides with concomitant production of acidic waters which are neutralized by the dolomite present, which finally reflects in hardening of the underground waters and even provoke soil subsidence and ground collapses. In order to reduce the major environmental impacts from the tailings, we have performed a study for their post-treatment which encompasses the cleanup from one side and the reduction of TEMs and sulphur on the other side. Apart from this, the aim was to economically extract the remaining non-ferrous metals, notably Zn and Cu. The approach which has been chosen to accomplish this task has been to re-float by bulk flotation the majority of the sulphides and thus by elimination of the nearly total sulphur (95 %) to eliminate the risk of AMD generation and metals immobilization. We have shown that this is possible to be achieved via grinding the 75 μm oversize fraction in order to facilitate minerals liberation, following by subsequent activation at pH 6 before flotation. Without this pretreatment step, the flotation by use of xanthates is impossible, due to the surface coatings of the grains, which are either of oxide nature or are cyano-metallic complexes formed from the use of potassium cyanide as pyrite depressor in the flotation circuit practiced at the times when the concentrator was operational. The further attempts to produce monometallic flotation concentrates via selective flotation with depression of the pyrite at pH 11 have been unsuccessful due to reasons of complex mineralogy. Therefore chemical (Fe3+) and bacterial leaching of the bulk concentrate enriched in Cu and Zn via two cleaning flotation circuits have been envisaged. The technological parameters for the both leaching options have been studied and the mechanisms of the bioleaching taking place have been proposed in view industrial scale up of the process. It has been found that the chemical leaching should be conducted at very high temperatures (98°C) in order to breakdown the passivation coatings (sulphur). In contrast, the bioleaching has shown good results at moderate temperatures. It has been found that bioleaching is technically feasible to the tailings of Kipushi. We have suggested a bioleaching in two successive stages: the first one with moderate thermophilic microorganisms (55 °C) at pulp density 15 % (weight / volume) and the second one with mesophilic microorganisms (33 °C) at pulp density of 4 % (w/v). Under these conditions two principal PLSs (pregnant leach solution) can be obtained - a one with 3 g/l Cu and 7 g/ l Zn and other one in 0.2 g/l Cu and 7 g/l Zn. The both PLSs could be further processed via solvent extraction. The solvent extraction of Cu is accomplished with LIX984N without modifying the pH of the PLS (1.7 - 1.9), while Zn is extracted using a D2EHPA at pH between 3 and 3,5, after elimination of the iron from the copper raffinate. The aqueous solutions thus obtained are suitable for Cu and Zn electrowinning. Finally, a flow sheet for re-treatment of the Kipushi tailings which could operate during 20 years has been proposed. It could treat about 37 mln tones of dry tailings stocked in the tailing ponds 1 and 2. Preliminary calculations estimate that such treatment would produce new tailings with low environmental risk which will represent about 66 % in weight of the original treated tailings and will yield about 80 950 tons of Cu and 631 750 tons of Zn.