Abstract :
[fr] Ce travail présente les résultats d’une étude menée sur la dépollution des tailings de Kipushi(RD Congo) par la valorisation des métaux contenus. Ce sont les rejets anciens d’unconcentrateur. Ils contiennent de la pyrite et des sulfures résiduels de cuivre et de zinc. Du faitdu stockage à l’air 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 ladégradation des milieux environnants les plus proches (rivières naturelles, sols sous-jacents,nappes souterraines, etc.) suite à la migration et à la dispersion d’ETM (éléments tracesmétalliques) tels que l’arsenic, le cadmium, le cobalt, le cuivre, le plomb, le zinc,…L’instabilité physique se manifeste par des phénomènes d’érosion par les eaux deruissellement pendant la saison des pluies et par des phénomènes d’érosion éolienne pendantla saison sèche. Leur stockage en surface s’accompagne d’une lente oxydation des sulfuresavec production d’eaux acides qui dans leur neutralisation par la dolomie présente dans lesrejets et celle des formations géologiques sur lesquelles ils reposent, contribuent àl’accroissement des réseaux karstiques, au durcissement des eaux des nappes et parfoisprovoquent des phénomènes d’affaissements, voire même d’effondrements de terrains.Pour réduire les impacts environnementaux majeurs de ces tailings, nous avons effectué cetravail en recherchant un traitement qui combinerait d’une part la dépollution par la réductiondes ETM et du soufre sulfure et d’autre part la valorisation du cuivre et du zinc contenus. Lesdeux voies qui ont été testées commencent par une flottation globale de tous les sulfures(désulfuration environnementale). Les résultats de nos expérimentations montrent qu’on peutobtenir un nouveau rejet de flottation dans lequel une majeure partie des ETM facilementmobilisables dans l’environnement est éliminée ainsi que presque tout le soufre (95 %), ce quiécarte donc tout risque de DMA. Nous avons démontré que pour atteindre ces résultats, ilsuffit de ne broyer que la fraction la moins libérée de dimension supérieure à 75 μm etd’activer par un prétraitement à pH 6 les sulfures dont la collection par le xanthate est sinoninhibée par l’altération superficielle avec formation d’oxydes ou par les complexes cyanométalliquesformés lors de la flottation avec dépression de la pyrite par les ions cyanuresayant produit les tailings étudiés.Nous avons tenté d’enrichir le concentré global de la désulfuration environnementale par uneflottation différentielle avec dépression de la pyrite à pH 11. Cet enrichissement est difficile àréaliser à cause de la finesse des grains et des caractéristiques minéralogiques du concentréglobal qui contient beaucoup de grains mixtes.Les essais ont alors porté sur la lixiviation chimique acide oxydante (avec Fe3+) et lalixiviation bactérienne du concentré global après son enrichissement en cuivre et en zinc dansun circuit de flottation avec deux finissages. Une étude approfondie des paramètres quiinfluencent le mécanisme des biolixiviations a été effectuée et les conditions de leur mise enpratique industrielle ont été déterminées. La lixiviation chimique doit être réalisée à destempératures élevées (98°C) pour fragiliser la couche de passivation de soufre élémentaire quise forme à la surface des grains et qui tend à freiner la diffusion des réactifs et des produits dela réaction.Par contre, la biolixiviation donne de bons résultats à température modérée. Elle esttechniquement applicable aux tailings de Kipushi. Nous proposons de réaliser la biolixiviationen deux étapes successives, la première avec des bactéries thermophiles modérées (55°C) àune 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 deuxsolutions de lixiviation (PLS : pregnant leach solution), l’une à 3 g/l de cuivre et 7 g/l de zincet l’autre à 0,2 g/l de cuivre et 7 g/l de zinc, qu’on purifie et concentre facilement dans uncircuit d’extraction par solvant. L’extraction par solvant du cuivre est réalisée avec leLIX984N directement sans modifier le pH des PLS (1,7-1,9) et le zinc est extrait par leD2EHPA après précipitation d’ions Fe3+ du raffinat cuivre à des pH entre 3 et 3,5. On obtientainsi des solutions aqueuses de cuivre et de zinc convenant aux installations d’électrolyseindustrielle.Nous avons proposé un schéma de traitement des tailings de Kipushi qui pourrait fonctionnerpendant 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 % enpoids 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 inKipushi (DR Congo) via valorization of the metals contained in the tailings. Pyrite and copperand zinc sulfides present the principal mineral composition of the laid down tailings from theconcentrator. 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 inthe 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 duringwet season and generate air-borne particles during dry season. The stocking of the tailings isaccompanied by slow oxidation of the sulfides with concomitant production of acidic waterswhich are neutralized by the dolomite present, which finally reflects in hardening of theunderground waters and even provoke soil subsidence and ground collapses.In order to reduce the major environmental impacts from the tailings, we have performed astudy for their post-treatment which encompasses the cleanup from one side and the reductionof TEM’s and sulphur on the other side. Apart from this, the aim was to economically extractthe remaining non-ferrous metals, notably Zn and Cu. The approach which has been chosen toaccomplish this task has been to re-float by bulk flotation the majority of the sulphides andthus by elimination of the nearly total sulphur (95 %) to eliminate the risk of AMD generationand metals immobilization. We have shown that this is possible to be achieved via grindingthe 75 μm oversize fraction in order to facilitate minerals liberation, following by subsequentactivation at pH 6 before flotation. Without this pretreatment step, the flotation by use ofxanthates is impossible, due to the surface coatings of the grains, which are either of oxidenature or are cyano-metallic complexes formed from the use of potassium cyanide as pyritedepressor in the flotation circuit practiced at the times when the concentrator was operational.The further attempts to produce monometallic flotation concentrates via selective flotationwith depression of the pyrite at pH 11 have been unsuccessful due to reasons of complexmineralogy.Therefore chemical (Fe3+) and bacterial leaching of the bulk concentrate enriched in Cu andZn via two cleaning flotation circuits have been envisaged. The technological parameters forthe both leaching options have been studied and the mechanisms of the bioleaching takingplace have been proposed in view industrial scale up of the process. It has been found that thechemical leaching should be conducted at very high temperatures (98°C) in order to breakdownthe passivation coatings (sulphur).In contrast, the bioleaching has shown good results at moderate temperatures. It has beenfound that bioleaching is technically feasible to the tailings of Kipushi. We have suggested abioleaching in two successive stages: the first one with moderate thermophilicmicroorganisms (55 °C) at pulp density 15 % (weight / volume) and the second one withmesophilic microorganisms (33 °C) at pulp density of 4 % (w/v). Under these conditions twoprincipal PLS’s (pregnant leach solution) can be obtained - a one with 3 g/l Cu and 7 g/ l Znand other one in 0.2 g/l Cu and 7 g/l Zn. The both PLS’s could be further processed viasolvent extraction. The solvent extraction of Cu is accomplished with LIX984N withoutmodifying the pH of the PLS (1.7 - 1.9), while Zn is extracted using a D2EHPA at pHbetween 3 and 3,5, after elimination of the iron from the copper raffinate. The aqueoussolutions thus obtained are suitable for Cu and Zn electrowinning.Finally, a flow sheet for re-treatment of the Kipushi tailings which could operate during 20years has been proposed. It could treat about 37 mln tones of dry tailings stocked in the tailingponds 1 and 2. Preliminary calculations estimate that such treatment would produce newtailings with low environmental risk which will represent about 66 % in weight of the originaltreated tailings and will yield about 80 950 tons of Cu and 631 750 tons of Zn.
