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.
| Identifer | oai:union.ndltd.org:BICfB/oai:ETDULg:ULgetd-09222009-090334 |
| Date | 07 July 2009 |
| Creators | Kitobo Samson, Willy |
| Contributors | LUCION, Christian, PIRARD, Eric, ILUNGA NDALA, Augustin, GERMAIN, Albert, GAYDARZHIEV, Stoyan, DE DONATO, Philippe, FRENAY, Jean |
| Publisher | Universite de Liege |
| Source Sets | Bibliothèque interuniversitaire de la Communauté française de Belgique |
| Detected Language | French |
| Type | text |
| Format | application/pdf |
| Source | http://bictel.ulg.ac.be/ETD-db/collection/available/ULgetd-09222009-090334/ |
| Rights | unrestricted, Le contrat BICTEL/e complété et signé a été remis au gestionnaire facultaire. |
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