amélioration des techniques de décantation de boues d'exploitation

Amélioration des techniques de décantation de boues d’exploitation

aurifère en Guyane, en vue de préserver les milieux aquatiques

Rapport intermédiaire

BRGM/RP - 60760 - FR Janvier 2013

Amélioration des techniques de décantation de boues d’exploitation

aurifère en Guyane, en vue de préserver les milieux aquatiques

Rapport intermédiaire

BRGM/RP - 60760-FR Janvier 2013

Étude réalisée dans le cadre des projets de Recherche du BRGM - PDR11GUY01

Projet Cadre TERPS – POLR19

LECOMTE Paul. Avec la collaboration de

G. Eber (CAEX REAH), V. Marchal-Marchant, F. Carpentier.

Vérificateur :

Nom : Save Maurice

Date : 09/07/2012

Signature :

Approbateur :

Nom : Blum Ariane

Date : 31/01/2013

Signature :

En l’absence de signature, notamment pour les rapports diffusés en version numérique, l’original signé est disponible aux Archives du BRGM.

Le système de management de la qualité du BRGM est certifié AFAQ ISO 9001:2008.

Amélioration des techniques de décantation de boues d’exploitation aurifère en Guyane, en vue de préserver les milieux aquatiques

BRGM/RP - 60760-FR – Rapport intermédiaire 3

Mots clés : Guyane, mines, coagulation, floculation, qualités des eaux, argiles, déchets miniers

En bibliographie, ce rapport sera cité de la façon suivante :

Lecomte P. (2012) Amélioration des techniques de décantation de boues d’exploitation aurifère en Guyane, en vue de préserver les milieux aquatiques. Rapport BRGM/RP-60760-FR, 120 pages, 15 illustrations, 11 tableaux, 6 annexes. © BRGM, 2011, ce document ne peut être reproduit en totalité ou en partie sans l’autorisation expresse du BRGM.



Synthèse

Le projet d'amélioration des techniques de décantation de boues d’exploitation aurifère en Guyane est co-financé par la direction de la recherche du BRGM, par les Fonds européens FEDER de Guyane et par le Ministère en charge de la Recherche ; au sein de la programmation scientifique du BRGM, il fait partie du projet cadre TERPS.

Il a pour objectif de caractériser une large palette de boues de process d’exploitation aurifère (minéralogie, granulométrie, physico-chimie…) et d’étudier les paramètres d’utilisation de mélanges coagulants – floculants de façon à pouvoir obtenir en laboratoire des rendements de décantation des eaux les meilleurs possibles, et sur des temps les plus courts. L’expérimentation visera à comprendre quels sont, dans le contexte minier de Guyane, les caractéristiques spécifiques qui influent sur ces rendements, tant au niveau des boues traitées (proportions minéralogiques, géochimie des matériaux, granulométrie…), que des modes opératoires d’utilisation des floculants et coagulants (rapports produits/ boues, types et concentrations des produits utilisés, séquence de traitement, innocuité environnementale…).

Ce rapport intermédiaire fait état de l'avancement des travaux sur la première année du projet. Après une bibliographie préliminaire sur les process de floculation – coagulation, il présente la caractérisation (chimique, minéralogique et granulométrique) d'un ensemble d'échantillons prélevés sur les sites miniers en Guyane et rend compte ensuite d'une série d'expérimentations en laboratoire, plus particulièrement orientées sur :

la comparaison des rendements de décantation naturelle ou assistée par floculation et/ou coagulation,

l'optimisation des rapports solide/floculant dans les pulpes afin de maximiser la décantation,

les tests de sédimentation et les premiers essais de clarification, avec ou sans coagulant.

Enfin, le rapport préconise - et argumente – la voie à poursuivre, et le travail à réaliser pour la seconde moitié du projet.



Sommaire

1. Introduction ............................................................................................................. 9

1.1. CONTEXTE RÉGIONAL ET PROBLÉMATIQUE ............................................... 9

1.2. ETAT DES CONNAISSANCES ACTUELLES .................................................. 11

1.3. POINT DE BLOCAGE ACTUEL ....................................................................... 13

1.4. OBJECTIF DU PROJET .................................................................................. 14

1.5. RÉSULTATS ATTENDUS ................................................................................ 14

2. Synthèse bibliographique sur la coagulation – floculation ............................... 17

2.1. PRINCIPE DE COAGULATION – FLOCULATION .......................................... 17

2.1.1. Coagulation............................................................................................. 17

2.1.2. Floculation .............................................................................................. 17

2.1.3. Développement du processus de mise en œuvre ................................... 18

2.2. DIFFÉRENTS TYPES DE COAGULANTS ET FLOCULANTS ......................... 19

2.2.1. Sulfate d’aluminium ................................................................................. 19

2.2.2. Sulfate ferrique ....................................................................................... 20

2.2.3. Polyacrylamides ...................................................................................... 20

2.2.4. Polyamine et polyDADMAC .................................................................... 20

2.2.5. Moringa Oleifeira .................................................................................... 21

2.3. TOXICITÉ DES COAGULANTS ET FLOCULANTS ......................................... 21

3. Caractérisation des matériaux ............................................................................. 25

3.1. CAMPAGNES DE TERRAIN ............................................................................ 25

3.1.1. Méthodologie .......................................................................................... 25

3.1.2. Localisation des prélèvements ................................................................ 25

3.2. ANALYSES ...................................................................................................... 27

3.2.1. Méthodologie .......................................................................................... 27

3.2.2. Résultats et interprétation ....................................................................... 29

4. Expérimentations .................................................................................................. 35

4.1. COMPARAISON DE LA DÉCANTATION SUR 3 MATÉRIAUX ........................ 35

4.1.1. Tests de décantation ............................................................................... 35


6 BRGM/RP - 60760-FR – Rapport intermédiaire

4.1.2. Vérification « terrain » ............................................................................. 39

4.2. OPTIMISATION DES RAPPORTS SOLIDE – EAU - FLOCULANT ................. 41

4.2.1. Méthodologie .......................................................................................... 42

4.2.2. Résultats ................................................................................................ 43

4.3. ESSAIS DE SÉDIMENTATION SUR LA COLLECTION D'ÉCHANTILLONS PRÉLEVÉS 45

4.3.1. Tests de sédimentation sur échantillons bruts ........................................ 45

4.3.2. Apport de coagulants pour échantillons turbides .................................... 46

5. Conclusion ............................................................................................................ 49

6. Remerciements ..................................................................................................... 51

7. Bibliographie ........................................................................................................ 53

Liste des figures

FIGURE 1- LINÉAIRES DE COURS D’EAU IMPACTÉS PAR L’ACTIVITÉ MINIÈRE (EXTRAIT DE ONF, 2006) ....................... 10 FIGURE 2. ESSAIS PRÉLIMINAIRES DE COAGULATION – FLOCULATION (DE GABORIAU ET BIZI, 2003) ....................... 12 FIGURE 3- DISPOSITIF EXPÉRIMENTAL DE TRAITEMENT À L’ÉCHELLE PILOTE (CAEX - SYSTÈME D’INJECTION FIXÉ SUR

LA TABLE GRAVIMÉTRIQUE) ............................................................................................................................... 13 FIGURE 4- EXEMPLE DE DÉVERSEMENT DES BOUES EN LAGUNE LORS D’UN CHANTIER D’EXTRACTION AURIFÈRE .. 15 FIGURE 5 - CARTE DE LOCALISATION DES SITES D’EXPLOITATION ÉCHANTILLONNÉS ................................................. 26 FIGURE 6 – DIAGRAMMES DE CORRÉLATION FE-SI ET FE-AL (VALEURS EXPRIMÉES EN %) ........................................ 30 FIGURE 7 – REPRÉSENTATION EN % DES 4 CLASSES GRANULOMÉTRIQUES PRINCIPALES POUR L'ENSEMBLE DES

ÉCHANTILLONS ................................................................................................................................................... 33 FIGURE 8 - SOLUTION À 1G/L DE FLOCULANT D'ABORD OBTENUE. VISCOSITÉ IMPORTANTE. ................................... 35 FIGURE 9 - ETAT DES TUBES AVANT ET APRÈS MÉLANGE ; IL EST POSSIBLE DE DÉJÀ REPÉRER LES FLOCS FORMÉS

DANS LES TUBES 1F, 2F ET 3F SUR L’IMAGE DU DESSOUS. ................................................................................. 36 FIGURE 10 - VARIATIONS DE LA TURBIDITÉ EN FONCTION DU TEMPS POUR LES ÉCHANTILLONS TERR. 1.1. 2.2. ET

3.3. OU EN SOLUTION « NATURELLE » (SÉRIE N), AVEC AJOUT DE FLOCULANT (SÉRIE F) OU DE FLOCULANT-COAGULANT (SÉRIE C). AXE Y = TURBIDITÉ EN NTU ; AXE X = TEMPS EN MINUTES .......................................... 39

FIGURE 11– RÉCUPÉRATION DES FRACTIONS SOLIDES PAR SÉCHAGE ET OU CENTRIFUGATION ................................ 40 FIGURE 12– EXEMPLE DE DÉCANTATION NATURELLE RAPIDE DIRECTEMENT EN SORTIE DE SLUICE. ........................ 41 FIGURE 13 – EVOLUTION DU TAUX D'ABATTEMENT DE LA TURBIDITÉ DANS LES SÉRIES « A » ET « F » ..................... 44 FIGURE 14 – EVOLUTION DU TAUX D'ABATTEMENT MAXIMUM DANS LES DEUX SÉRIES DE SOLUTIONS APRÈS 4 H DE

DÉCANTATION .................................................................................................................................................... 45 FIGURE 15 – ILLUSTRATION D'UN TEST DE SÉDIMENTATION À TROIS MOMENTS DISTINCTS, RESPECTIVEMENT DANS

L'ORDRE, AUX TEMPS : 0 - 57 MINUTES - 3H20. ................................................................................................ 48



Liste des tableaux

TABLEAU 1 - CLASSES DE TOXICITÉ ÉTABLIES POUR LE RAT (DL50) ET CHEZ L'HOMME ............................................... 22 TABLEAU 2: TOXICITÉ DES MILIEUX AQUATIQUES CALCULÉE À PARTIR D'UNE CONCENTRATION LÉTALE (CL50) POUR

3 TYPES D'ORGANISMES : POISSONS À 96 H D'OBSERVATION, ALGUES 72 H ET DAPHNIES 48H ....................... 23 TABLEAU 3- CORRESPONDANCE DES SITES ÉTUDIÉS AVEC LE N° DES ÉCHANTILLONS PRÉLEVÉS ................................ 26 TABLEAU 4 – RÉSULTATS DES ANALYSES CHIMIQUES ................................................................................................... 29 TABLEAU 5 - REPRÉSENTATION DES DIFFÉRENTES FRACTIONS MINÉRALOGIQUES DÉTECTÉES PAR

DIFFRACTOMÉTRIE (EXPRIMÉES EN ÉVALUATION D'UN % SEMI-QUANTITATIF) ............................................... 31 TABLEAU 6- RÉSULTATS DE L’ANALYSE GRANULOMÉTRIQUE, EXPRIMÉES EN POURCENTAGES ESTIMÉS ET CLASSÉS

EN QUATRE FRACTIONS PRINCIPALES ................................................................................................................ 32 TABLEAU 7 - PRÉPARATION DES TUBES TESTS ............................................................................................................. 36 TABLEAU 8 – RÉSULTATS DES DÉTERMINATIONS MINÉRALOGIQUES PAR DIFFRACTION DES RX POUR LES

ÉCHANTILLONS TERR. 4 ET TERR. 5..................................................................................................................... 40 TABLEAU 9 – ÉCHELLE DES RATIOS QUANTITÉ DE FLOCULANT / QUANTITÉ D'ARGILE DANS LES SOLUTIONS

PRÉPARÉES .......................................................................................................................................................... 43 TABLEAU 10 – RÉSULTATS DES TESTS DE SÉDIMENTATION SUR LES ÉCHANTILLONS NATURELS .................................. 46 TABLEAU 11 – TESTS DE SÉDIMENTATION COMPARATIFS POUR LES ÉCHANTILLONS TERR 2.2 ET TERR 3.3, AVEC OU

SANS AJOUT DE COAGULANT. ............................................................................................................................. 47

Liste des annexes

ANNEXE 1 FICHES DE SITES ........................................................................................................................................ 57 ANNEXE 2 FICHES D'ÉCHANTILLONS .......................................................................................................................... 75 ANNEXE 3 RÉSULTATS DES ANALYSES CHIMIQUES .................................................................................................... 87 ANNEXE 4 RÉSULTATS DES ANALYSES GRANULOMÉTRIQUES ................................................................................... 95 ANNEXE 5 RÉSULTATS DE LA COMPARAISON DE LA DÉCANTATION DE 3 MATÉRIAUX ........................................... 111 ANNEXE 6 RÉSULTATS DE L'OPTIMISATION ............................................................................................................. 117


BRGM/RP-60760-FR – Rapport intermédiaire 9

1. Introduction

1.1. CONTEXTE RÉGIONAL ET PROBLÉMATIQUE

Après l’industrie spatiale, l’exploitation aurifère représente aujourd’hui la seconde activité de la Guyane française industrielle. Cette activité peut donc être considérée comme majeure pour le développement économique de la région. Cependant, sans mesure de précautions adaptées, elle pose de graves problèmes environnementaux et notamment la dégradation des milieux aquatiques, la pollution des eaux et des défrichements non contrôlés.

Un point sur les effets de la turbidité liée aux opérations minières a été fait dans le cadre de la réalisation du rapport BRGM (Weng et al. 2006). L’eau est au centre des processus d’extraction de l’or alluvionnaire. Les prélèvements d’eau sont donc, dans le meilleur des cas, limités à la constitution du stock nécessaire au fonctionnement en circuit fermé de l’exploitation, en maintenant dans le cours d’eau dévié, un débit permettant de garantir la vie piscicole. On compte environ 200 km de linéaires exploités pour l’activité minière aurifère pendant les dix dernières années (ONF, 2006). Depuis le début de l’extraction aurifère en Guyane, et d’après les récents résultats des travaux de l’ONF, le linéaire total de cours d’eau directement impactés par ces activités (légales et illégales) est d’environ 1330 km. En outre, le linéaire de cours d’eau situés en aval de ces sites et pouvant donc être impacté de manière indirecte, est estimé de l’ordre de 4 700 km (fig. 1).

Guédron (2008) a simulé, sur une surface d’un hectare, la remise en exploitation d’un ancien placer durant 6 mois, de la déforestation à la mise en chantier de l’exploitation. Les résultats ont montré que la phase d’ouverture du chantier est la phase d’exploitation qui provoque le plus de rejets de MES dans le cours d’eau principal. Cette étude a aussi montré que les phases de creusement du canal de dérivation et de lavage du gravier aurifère augmentent le taux de MES d’un facteur de 1000 à 10 000 par rapport à l’état initial du cours d’eau principal.

Pour tenter de remédier à cet état de fait, les exploitants « réguliers » mettent en place des bassins de décantation des boues – des barranques - avant rejet de l’eau de process dans les rivières, afin d’en minimiser la concentration en MES. Ces efforts devraient en théorie permettre de réduire la pression sur les cours d’eau impactés, à moins de 70 mg/l de MES (disposition préfectorale et de la police de l’eau de 2005), en considérant en plus que l’augmentation de MES entre l’amont et l’aval d’une exploitation ne doit pas dépasser 25 %. A contrario, les sites d’orpaillage irréguliers, qui sont de loin les plus nombreux, ne prennent évidemment aucune mesure de précaution par rapport à la qualité des rejets dans le milieu naturel.

Aujourd’hui, dans le cadre de la législation sur l’Environnement, la norme de rejet des eaux chargées en MES ne devrait pas dépasser 35 mg/l, soit deux fois moins que la pratique admise il y a quelques années par l’administration en Guyane pour les exploitants miniers (Comité de Bassin de Guyane, 2009).



Figure 1- Linéaires de cours d’eau impactés par l’activité minière (extrait de ONF, 2006)

Dans la pratique, il n’y a pas de mesures de suivi généralisées de la concentration en MES des cours d’eau en Guyane1. A dire d’expert, un taux de 15 mg/l de MES serait supportable pour les écosystèmes fluviaux. Au-delà de 20 mg/l l’impact est réel, et ce d’autant plus que ce niveau de concentration perdure. Une étude sur la qualité des eaux de l’Approuague à hauteur de deux criques orpaillées (Vigouroux et al., 2005) montre que :

le taux de MES décroît avec la distance pour se stabiliser autour de 40 mg/l ;

ce taux diminue peu si le cours d’eau ne présente aucune rupture dans le mode d’écoulement des eaux ;

1 Il existe aujourd’hui un réseau mis en place par la DEAL et piloté par le BRGM, de mise en commun de l'ensemble des mesures de turbidité et MES effectuées dans les cours d'eau en Guyane



les sauts sur la rivière provoquent une baisse de la MES, mais au prix, dans cet exemple, d’un colmatage des milieux aquatiques avant chaque saut ;

la vie aquatique s’appauvrit au niveau des criques où la turbidité est maximale.

Cette étude montre les conséquences potentielles en cascade qu’entraîne une augmentation de la turbidité de l’eau, avec notamment la diminution de la pénétration de la lumière dans la colonne d’eau (au point de l’obscurcir totalement), ce qui nuit au développement des plantes aquatiques. On constate également en relation avec une augmentation de la turbidité, la diminution du taux d’oxygène dans l’eau, le recouvrement des zones de frayères des poissons, le colmatage de leurs branchies, etc., l’ensemble entrainant une diminution significative de la densité des populations ainsi qu’une perte de la biodiversité dans le milieu.

Pour conclure, les activités d’orpaillage génèrent une intense érosion des sols alluvionnaires conduisant à une très forte turbidité des cours d’eau en aval des sites d’exploitation ; la très faible efficacité des méthodes de décantation « naturelle » des particules au niveau des bassins d’exploitation (barranques), et ce sur la totalité des chantiers légaux ou clandestins, pouvant rejeter sans précaution des quantités importantes de sédiments, pose un problème majeur de pollution chronique au niveau des rivières en Guyane.

1.2. ETAT DES CONNAISSANCES ACTUELLES

Dès 2003, le BRGM a entamé des travaux de recherches appliqués à la séparation solide –liquide des boues issues de l’exploitation aurifère alluvionnaire en Guyane (Gaboriau et Bizi, 2003 ; Bizi et al. 2005). Cette étude a permis de :

- caractériser la boue (granulométrie des particules, concentration solide,)

- étudier le comportement de la fraction fine (essais en laboratoire de floculation sur la boue)

- évaluer la teneur mercurielle des différentes fractions constitutives de la boue.

Elle conclut que la fraction ultrafine des sédiments alluvionnaires aurifères forme des suspensions très stables, induisant un très faible taux de clarification des eaux de procédé, ce qui pose à l’exploitant un réel problème de gestion des eaux puisqu’il ne peut dans cet état ni la recycler pour le procédé, ni la rejeter dans le milieu naturel.

Cette fraction ultrafine est caractérisée par une teneur en mercure élevée en regard des concentrations observées sur le site. Il est très vraisemblable que le mercure y soit complexé à la surface des colloïdes.

Ces deux caractéristiques - aptitude des ultrafines à former des suspensions stables combinée à une teneur élevée en mercure – provoquent, lorsque l’eau est rejetée dans le milieu, des pollutions graves en aval dans le réseau hydrographique, à la fois en MES et en mercure.

Les essais préliminaires de coagulation - floculation en laboratoire montrent qu’un conditionnement adéquat des eaux de procédé permet d’obtenir une clarification tout à fait performante et très rapide (fig. 2). Dans l'essai réalisé, la combinaison d'une étape de coagulation suivie par une floculation a permis de décanter quasi instantanément, une boue en suspension non décantable naturellement.



Figure 2. Essais préliminaires de coagulation – floculation (de Gaboriau et Bizi, 2003)

Depuis 2006, la société CAEX REAH (anciennement GEMH Impact) a travaillé à mettre au point un système de floculation adapté aux eaux de process des mines d’or alluvionnaire en Guyane (Eber et Miau, 2007 ; Lamothe et Eber, 2008). Expérimenté d’abord en laboratoire, le concept repose sur un système d‘injection de polymères dans l’eau polluée, afin de faciliter une décantation des matières colloïdales en suspension le plus rapidement possible. Après plusieurs phases de tests en labo, un dispositif expérimental a été aménagé sur un site pilote pour travailler en vraie grandeur (fig. 3). Ensuite plusieurs essais sur le pilote ont été effectués ; si le premier s’est révélé très positif avec une décantation rapide et complète des boues, par contre les suivants se sont avérés décevants, sans qu’on puisse bien comprendre pourquoi…

Par ailleurs, une fois formés, les « flocs »2 ne se cassent que sous une très forte agitation mécanique. Même en cas de fortes pluies, il a été observé qu’il n’y avait pas de remise en suspension des fines (principalement argileuses).

2 Particules fines, agrégées entre elles par les coagulants – floculants, ce qui constitue une masse qui les fait décanter plus rapidement



Au terme de cette phase de travaux, CAEX REAH a ainsi :

caractérisé granulométriquement les boues rejetées lors de ses essais ;

réalisé des essais de floculation en laboratoire sur les boues fines ;

mis en place un mode d’injection en vraie grandeur sur un site en activité ;

observé à l’échelle pilote, les tous premiers essais sur site.

Figure 3 - Dispositif expérimental de traitement à l’échelle pilote (CAEX - Système d’injection fixé sur la table gravimétrique)

1.3. POINT DE BLOCAGE ACTUEL

A l’échelle du laboratoire, la technique de coagulation/floculation montre de bonnes perspectives d’efficacité, et des floculants et coagulants ont été sélectionnés et testés avec succès pour les premiers échantillons de boue choisis.

Cependant, lorsqu’on essaie d’appliquer les mélanges floculants testés sur un nouvel échantillon provenant d’un autre site, on constate que les tests ne sont pas reproductibles, car les essais de floculants n’ont pas encore pu être réalisés sur une palette suffisamment large de sols de nature différente (minéralogie et granulométrie, principalement), tels qu’on les rencontre sur le territoire guyanais. En effet, il apparaît clairement que les mélanges de floculants coagulants utilisés actuellement ne conviennent pas à tous les matériaux travaillés par les opérateurs miniers… Toute la relation entre l’opérabilité du mélange coagulant – floculant et les caractéristiques des boues à traiter reste ainsi à étudier, afin de pouvoir ensuite transférer vers une phase pilote les paramètres clés et les procédures expérimentales adaptées pour un rendement de décantation satisfaisant.

C’est un point de blocage majeur, et il y a donc là une étude beaucoup plus complète à effectuer, assortie de caractérisations de boues, de sélection de « cocktails » de floculants et de tests de détermination de l’ensemble des paramètres et des procédures en laboratoire.



1.4. OBJECTIF DU PROJET

Le projet a pour objectif de caractériser une large palette de boues de process d’exploitation aurifère (minéralogie, granulométrie, physico-chimie…) et d’étudier les paramètres d’utilisation de mélanges coagulants – floculants de façon à pouvoir obtenir en laboratoire des rendements de décantation des eaux les meilleurs possibles, et sur des temps les plus courts.

L’expérimentation visera à comprendre quels sont, dans le contexte minier de Guyane, les caractéristiques spécifiques qui influent sur ces rendements, tant au niveau des boues traitées (proportions minéralogiques, géochimie des matériaux, granulométrie…), que des modes opératoires d’utilisation des floculants et coagulants (rapports produits/ boues, types et concentrations des produits utilisés, séquence de traitement, innocuité environnementale…).

1.5. RÉSULTATS ATTENDUS

Outre l’aspect scientifique valorisable au niveau de publications, la principale retombée d’un tel travail sera le transfert technologique d’un ensemble de conditions expérimentales et de connaissances des paramètres vers les professionnels de la mine, pour le développement d’une installation pilote sur plusieurs sites d’exploitation afin de tester et adapter en vraie grandeur le processus de décantation rapide des eaux de traitement.

Ce transfert vers la profession viserait à mettre au point à l’échelle industrielle une unité technique de décantation des eaux de process, à l’échelle réelle de l’exploitation qui soit adaptée aux différents contextes rencontrés par les industries extractives en Guyane,

Un tel dispositif, s’il pouvait déboucher sur une solution technique adaptée et économiquement satisfaisante pour l’exploitant devrait permettre de faciliter la gestion de l’eau dans les bassins sur l’exploitation, mais également de réhabiliter de façon plus précoce les bassins une fois les boues floculées et les eaux vidangées (fig.4).

En effet, les eaux traitées par floculation-coagulation décantant très vite, les exploitants pourraient vidanger et combler les bassins plus rapidement, mettre en place moins de barranques en série (circuit fermé plus court) et donc, à la fois, réhabiliter le site dans un délai beaucoup plus court, et rejeter des eaux claires dans le milieu naturel.



Figure 4- Exemple de déversement des boues en lagune lors d’un chantier d’extraction aurifère



2. Synthèse bibliographique sur la coagulation – floculation

2.1. PRINCIPE DE COAGULATION – FLOCULATION

2.1.1. Coagulation

La coagulation est le procédé de déstabilisation des particules colloïdales par la neutralisation de leurs charges de surface qui les maintiennent séparées les unes des autres. Dans les eaux naturelles, la plupart des colloïdes sont chargés négativement en raison de l'adsorption d'une variété de groupes fonctionnels négatifs sur leurs surfaces (Yin, 2010). Le but de la coagulation est donc d’empêcher les charges électrostatiques négatives de maintenir les colloïdes dispersés en solution et ainsi permettre une clarification des eaux.

Pour neutraliser les charges négatives, il est nécessaire, soit d’ajouter une dose de cations dans la suspension colloïdale, soit d’injecter dans la solution colloïdale des polymères de faible poids moléculaire (20 000 à 1 million de daltons) contenant une densité de charge cationique de 100%. Les chaînes de polymères sont ainsi absorbées sur une partie de la surface des colloïdes, ce qui crée des zones cationiques sur la surface des particules. Il en résulte que l’adsorption de ces ions permet aux particules de s’attirer entre elles, de se heurter et de s’agglomérer les unes aux autres pour former des micro-flocs.

Pour effectuer une coagulation efficace, il est nécessaire d’avoir une dispersion rapide et uniforme du coagulant dans la masse d’eau pour qu’il entre en contact avec toutes les particules en suspension dans l’eau (Mhaisalkar & al., 1986).

Parfois, la coagulation seule permet la sédimentation des colloïdes par la formation des micro-flocs constitués par l’agglomération spontanée de la majorité des particules colloïdales. Mais, si les micro-flocs sont trop petits, il est nécessaire d’agglomérer ces micro-flocs par des molécules de floculants.

2.1.2. Floculation

La floculation est le procédé d’agglomération de petites particules entre elles en utilisant un lien physique constitué de longues chaînes de polymères de grand poids moléculaire (plus de 1 million et jusqu’à 20 millions de daltons). Les agglomérats forment alors des flocons ou flocs qui peuvent décanter rapidement s’ils sont assez lourds pour vaincre les contraintes d’écoulement qui entravent leur déplacement (Treguer & al., 2005). Ce phénomène est partiellement réversible, c'est-à-dire qu’il est possible de casser ces flocs en agitant fortement le liquide (Mattot, 2000).

Cette agglomération peut se faire de manière naturelle. Les colloïdes déstabilisés peuvent s’agglomérer entre eux naturellement – sans ajout d’éléments extérieurs – grâce aux multiples collisions qu’ils peuvent subir jusqu’à dépasser le stade des micro-flocs. Le temps de floculation peut alors être important et dépend du degré de neutralisation des charges de surface et des mouvements dans la solution colloïdale.

L’agglomération des colloïdes peut être provoquée par l’ajout d’un floculant ou adjuvant de floculation. On parle alors de floculation. Les floculants ont une charge adaptée à la charge de surface des particules (ou des micro flocs) que l’on souhaite traiter.



L’étape de floculation ne peut être envisagée que sur une eau contenant des particules déjà déstabilisées si l’on veut obtenir une eau parfaitement clarifiée. Elle est donc la suite logique de l’étape de coagulation (Baudet & al., 2003). Cependant, la floculation est le plus souvent utilisée sans coagulant préalable lorsqu’il y a peu de matière colloïdale dans les MES, ou quand on recycle une eau de procédé qui n’a pas besoin d’être parfaitement clarifiée. Les floculants agissent toutefois sur toutes les particules y compris non déstabilisées. C’est juste une question d’efficacité statistique : lorsqu’il y a beaucoup de particules colloïdales, la probabilité d’accrocher toutes les particules sur les chaines polymères en une durée limitée est faible et il vaut donc mieux accélérer le processus par la coagulation.

On peut utiliser des floculants non-ioniques, anioniques, cationiques ou amphotères. Leur densité de charge varie de 0 à 100%.

Il s’en suit alors une séparation gravitaire des flocs de la masse liquide qui permet une décantation et une sédimentation des particules. Dans le cas d’ajout de floculants, la cinétique de sédimentation est alors accélérée.

2.1.3. Développement du processus de mise en œuvre

Pour mettre au point le processus de coagulation – floculation, il est nécessaire de procéder à des tests en laboratoire, dans un jar-test afin de déterminer :

- le type de produit à utiliser (floculant et/ou coagulant) ;

- la famille du produit sélectionné (exemple : polyamine ou polyDADMAC pour les

coagulants) ;

- la charge ionique (dans le cas des floculants) ;

- le poids moléculaire ;

- le dosage optimal.

Ce préliminaire est considéré comme l'étape la plus importante parmi les différentes phases de traitement de l’eau puisqu’elle conditionne la suite du processus de clarification des eaux (Park & al. 2008).

Au niveau du traitement des eaux de processus miniers en Guyane, l’utilisation des coagulants et/ou floculants devrait permettre, d’une part, d’augmenter le taux de recyclage des eaux de procédés, et, d’autre part, de diminuer les volumes de stockage des boues et donc les surfaces des bassins de lagunage. En outre, ces lagunes ne sont généralement pas étanches à tous moments, ce qui peut entrainer des échanges avec le milieu environnant (débordements, fissuration des digues... avec entrainement d'eaux chargées dans le milieu naturel et les cours d'eau…). Une dissémination des floculants dans les eaux souterraines et de surface est donc alors possible. La question de l’innocuité des produits utilisés est alors posée…

Des tests de coagulation – floculation ont été effectués par G. Eber et D. Miau (2007) dans le cadre de travaux sur un site pilote dans une mine d’exploitation aurifère en Guyane, ce qui n’avait encore jamais été fait dans des conditions minières tropicales. L’auteur a ainsi conçu un système simple et mobile d’injection et d’homogénéisation de floculant. Ces tests ont pu être prolongés l’année suivante par V. Lamothe et G. Eber (2008) qui s'étaient donné pour objectif principal de faire diminuer le taux de matières en suspension des eaux superficielles en aval des exploitations minières de Guyane.

Dans le cadre du présent projet, des tests plus poussés ont été entrepris en 2010 par V. Marchal-Marchant en laboratoire (Marchal-Marchant, 2010). Cette étude avait pour objectif de comparer, pour des échantillons pris directement sur certains sites miniers guyanais, des



essais de floculation et/ou de floculation-coagulation, en faisant varier les concentrations de produits ajoutés et les temps de réaction.

Enfin l'an dernier (2011), F. Carpentier a réalisé une caractérisation globale (chimie, minéralogie et granulométrie) d'un ensemble de matériaux provenant de plusieurs sites miniers de Guyane et visant à être représentatif des différents milieux que l’on rencontre dans les exploitations situées sur le territoire régional.

2.2. DIFFÉRENTS TYPES DE COAGULANTS ET FLOCULANTS

Il existe deux grands types de polymères, distincts en fonction de leur origine : les polymères synthétiques et les polymères naturels. Cependant, les polymères naturels sont peu nombreux, difficiles à trouver (plantes tropicales) et à récolter – voir ci-dessous le paragraphe consacré au Moringa -, c’est pourquoi la majorité des polymères utilisés sont synthétiques, fabriqués industriellement par polymérisation d’un monomère ionisable, ou par ionisation d’un polymère déjà formé. En France, la société SNF est le leader incontesté de la branche.

Qu’ils soient synthétiques ou naturels, les polymères comportent des charges électrostatiques positives ou négatives ; on parle alors de polymères cationiques ou anioniques. Les polymères cationiques, chargés positivement, interagissent avec les charges négatives des colloïdes en solution, et vice versa. Cela induit alors des interactions électrostatiques fortes qui confère aux polymères des propriétés rhéologiques en tant qu’agent épaississant (Onesippe, 2005).

Dans la suite de ce chapitre, sont présentés les produits les plus couramment utilisés, soit comme floculants soit comme coagulants, de type polymère ou non.

2.2.1. Sulfate d’aluminium

Le coagulant le plus utilisé dans le monde est le sulfate d'aluminium ou alun - de formule Al2(SO4)3, n H2O - ; c'est le moins cher des produits employés, et son efficacité est largement reconnue.

La majorité de l’alun produite de nos jours, est utilisée dans l'industrie des pâtes et papiers, ainsi que dans le traitement de l’eau potable et des eaux usées. Il est peu coûteux, car issu de résidus miniers, et efficace pour une vaste gamme de traitements problématiques, car il peut agir comme coagulant, précipitant et désémulsifiant. En tant que coagulant, l’alun provoque une chute de la turbidité, élimine les colloïdes en suspension, la coloration de la solution et le carbone organique total. C’est un précurseur de sous-produits de désinfection, et il permet de réduire la demande biochimique en oxygène (DBO) ; il clarifie les eaux potables, les eaux provenant de procédés, ainsi que les eaux usées. Pour améliorer son efficacité, des polymères cationiques et anioniques peuvent être utilisés en complément de son utilisation (Haydar et Aziz, 2009).

Cependant, l’alun présente plusieurs inconvénients. Au niveau sanitaire, les importants résidus d'aluminium dans l’eau traitée peuvent constituer un facteur aggravant dans l’apparition de certaines maladies, telle que celle d’Alzheimer (Diaz et al., 1999).

En outre, sur le plan environnemental, des résidus métalliques en traces peuvent subsister « indéfiniment » dans le milieu naturel.



L’alun est peu efficace dans les eaux froides et il réagit avec l’alcalinité naturelle de l’eau, ce qui provoque une baisse du pH (Krishna Prasad, 2009). Il est donc nécessaire de corriger cette baisse par l’ajout de produits alcalins. L’alun provoque également une augmentation de la conductivité liée aux ions sulfates, qui restent alors présents dans l’eau traitée.

Même si son coût est raisonnable, il n'en demeure pas moins que pour les pays en voie de développement, cela représente une dépense très significative (Ndabigengesere & al. 1995).

2.2.2. Sulfate ferrique

Dans les opérations de traitement des eaux (potabilisation ou assainissement), les sels de fer sont souvent utilisés comme coagulant ou floculant pour la clarification et le contrôle des odeurs d'abord mais également pour minimiser la libération des sulfures d'hydrogène et éliminer le phosphore, et enfin comme agent épaississant de boues, pour leur conditionnement et la déshydratation.

Le sulfate de fer liquide est généralement vendu sous forme d’une solution aqueuse rouge-brun contenant de 50% à 60% de concentration du sel. Pour cette gamme de concentration, le contenu en fer ferrique (Fe+3) oscille entre 10% et 12%, sa formule étant Fe2(SO4)3,8H2O.

Dans l’étude d’Aguilar (2005), qui compare différents coagulants entre eux, l'auteur montre que le sulfate ferrique reste le moins cher à l’usage.

2.2.3. Polyacrylamides

Les polyacrylamides sont des floculants utilisés dans des procédés de séparation liquide – solide de nombreux secteurs d’activités tels que l’exploitation de carrières et la production de granulats, le traitement et l’épuration des eaux, ou bien encore dans l’agroalimentaire. Ils sont synthétisés à partir d’acrylamide (monomère) et d’acide acrylique.

2.2.4. Polyamine et polyDADMAC

Les polymères organiques synthétiques cationiques de type polyamine ou polyDADMAC (PolyDiAllyl Diméthyl Ammonium Chlorure) sont utilisés comme coagulants. Il en existe de nombreux mélanges commerciaux, référencés par 4 chiffres : les deux premiers informent sur la masse moléculaire, plus ou moins grande selon le chiffre (ex : FL4520 de masse inférieure à FL4820), tandis que.les deux derniers correspondent à la part de matière active dans le mélange (ex : FL4520 contient 20% de matière active).

En raison de la présence conjointe de chaînes longues et courtes, les polyamines sont considérées comme des produits polyvalents. Elles sont aussi plus efficaces pour la réduction des composés organiques et plus rapides en action. Pour les applications telles que le traitement des eaux d'exploitation minière, les polyamines habituellement utilisées sont les produits industriels FL 2949, FL 3050, FL 3150, FL 3249.

Les polyDADMACs, de part une distribution moléculaire plus étroite, sont des produits plus spécifiques. Ils ont un poids moléculaire plus élevé, sont plus efficaces pour la réduction de la turbidité et sont utilisés à plus faible dosage. Des polyDADMACs couramment utilisés sont : FL 4420, FL 4520, FL 4620, FL 4820.



2.2.5. Moringa Oleifeira

De la famille des Moringacées, Moringa Oleifera est originaire de l’Inde et d’Arabie, et s'est répandu sur le continent africain principalement dans la bande tropicale (Chokkalingam et al. 2011). C’est un arbuste à croissance rapide mesurant 5 à 10 m de haut, peu ramifié. Les fleurs parfumées et de couleur blanche pendent en grappes blanc-jaune ; elles sont suivies de fruits allongés de 20 à 45 cm de long, bruns clair, triangulaires et qui s’ouvrent à maturité pour libérer des graines ailées de taille d’un gros pois, de couleur noire. Ces graines contiennent un coagulant naturel efficace, sans doute le plus étudié au sein de la communauté scientifique du fait de ces multiples usages (alimentation, médecine traditionnelle, clarification de l'eau...). Son utilisation comme coagulant pour le traitement de l'eau est pratiquée mais à petite échelle et dans les pays pauvres seulement (Krishna Prasad, 2009). Comme pour tous les produits végétaux, l'approvisionnement et la disponibilité de ce coagulant naturel sont dépendants de sa production agricole et du stockage dans de bonnes conditions de préservation...

Selon certaines études dont celle de Diaz & al. (1999), la dose optimale de coagulants nécessaire à la floculation est inférieure à celle du sulfate d’aluminium, et les coagulants naturels, tel que le Moringa Oleifera donnent des résultats comparables à leurs homologues chimiques en termes d’efficacité de traitement lorsque la turbidité est comprise entre 50 et 500 NTU (Yin, 2010). Dans une étude menée par Okuba et al. (2001), il a été montré qu’un ajout de cations bivalents améliore considérablement la capacité de coagulation du Moringa Oleifera. Par ailleurs, l’efficacité du Moringa ne dépend pratiquement pas du pH de l’eau. Pour une efficacité optimale, le pH doit toutefois être légèrement basique (Mandloi et al., 2004), ce qui évite d’avoir à utiliser des rectificateurs d’acidité. Mais, comme pour les autres coagulants, l'efficacité des graines de Moringa peut varier d'une eau à une autre, et des tests doivent donc toujours être réalisés pour déterminer la dose spécifique requise pour chaque eau à traiter (Chantrel et Saint Sauveur, indéterminé).

2.3. TOXICITÉ DES COAGULANTS ET FLOCULANTS

Aujourd'hui, la question de l’innocuité des coagulants -floculants émerge peu à peu comme une problématique réelle à la fois pour l'environnement et pour la santé.

Ainsi par exemple, bien que considérés comme non toxiques, les polyacrylamides contiennent en quantité résiduelle de l’acrylamide, substance classée comme cancérigène de niveau 2, mutagène de niveau 2 et toxique pour la reproduction de niveau 3, ce qui pousse les autorités sanitaires (européennes et nationales) à limiter son utilisation et notamment à l'interdire pour une utilisation dans les produits cosmétiques.

Bien que l’usage des floculants soit aujourd’hui considéré comme un enjeu environnemental important par les autorités administratives en charge de la protection des espaces naturels et par les industriels utilisateurs de floculants, il n’existe aucune étude scientifique complète et multidisciplinaire qui puisse leur apporter des réponses quant aux risques liés à cet usage et à la dégradation de l’acrylamide et des polyacrylamides, pour leur permettre de conclure à un éventuel impact et de prendre éventuellement les mesures appropriées (Soubourou et al., 2010). Un premier travail, réalisé dans le cadre du pôle de compétitivité DREAM (Durabilité de la Ressource en Eau Associée au Milieu) par un consortium d’industriels, le bureau d’études Géo-Hyd et l’Université d’Orléans, a montré la difficulté d’estimer l’impact et les risques de pollution liés aux polyacrylamides. Bien que la présence d’acrylamide résiduel soit observée dans les installations utilisant des polyacrylamides, le seuil de détection de 0,1 µg/l n’est pas atteint dans certaines eaux (chargées en matière organique notamment). La plupart



des analyses restant en deçà du seuil de détection, une valeur maximale de 0,1 µg/l d’acrylamide résiduel a donc été imposée aux fournisseurs.

D'une façon plus générale, la toxicité des substances contenues dans les coagulants et floculants peut être déterminée à partir de leur dose létale 50 (DL50) qui est un indicateur quantitatif de toxicité. Cet indicateur mesure la dose de substance provoquant la mort de 50% d’une population animale donnée (souvent des souris ou des rats) dans des conditions expérimentales précises. Autrement dit, c’est la masse de substance nécessaire pour tuer 50% des animaux dans un lot donné. Elle s’exprime en milligramme de matières actives par kilogramme d’animal. Plus ce chiffre est petit, plus la substance est toxique.

Des classes de toxicité ont été établies sur l’échelle de Hodge et Sterner (Hodge & Sterner, 1943) pour la toxicité chez le rat et sur l’échelle de de Gosselin, Smith et Hodge (Gosselin & al. 1984) pour la toxicité chez l’Homme (tableau 1) établie à partir d'estimations comparatives.

Toxicité chez le rat Toxicité chez

l'Homme

DL50 Orale Indice de toxicité Dose orale

probablement mortelle (humain)

Classe de toxicité

Jusqu'à 1 mg/kg Extrêmement toxique Moins de 5 mg/kg Super toxique

De 1 à 50 mg/kg Hautement toxique De 5 à 50 mg/kg Extrêmement toxique

De 50 à 500 mg/kg Modérément toxique De 50 à 500 mg/kg Très toxique

De 500 à 5000 mg/kg Légèrement toxique De 500 à 5000 mg/kg Modérément toxique

De 5000 à 15 000 mg/kg

Presque pas toxique De 5000 à 15 000

mg/kg Légèrement toxique

Plus de 15 000 mg/kg Relativement

inoffensif Plus de 15 000

mg/kg Très peu toxique

Tableau 1 - Classes de toxicité établies pour le rat (DL50) et chez l'Homme

De la même manière, des classes de toxicité ont été établies pour les milieux aquatiques (tableau 2). On parle alors ici de CL50 pour concentration létale. Cela correspond à la concentration d’un produit provoquant la mort de 50% d’une population donnée, observée après un certain temps de contact entre la population et le milieu pollué. Celle-ci se mesure en milligrammes de matière active par litre.



CL50 Indice de toxicité

≤ 1 mg/l Très toxique pour les

organismes aquatiques

> 1 - 10 mg/l Toxique pour les organismes

aquatiques

> 10 - 100 mg/l Nocif pour les organismes

aquatiques

> 100 mg/l Non dangereux pour

l'environnement aquatique

Tableau 2: toxicité des milieux aquatiques calculée à partir d'une concentration létale (CL50) pour 3 types d'organismes : poissons à 96 h d'observation, algues 72 h et daphnies 48h

Ainsi par exemple, la toxicité du KlarAid PC 1195 qui a été utilisé en tant que floculant pour les premiers tests de diminution de la turbidité des eaux de barranque lors de l’étude de Lamothe (Lamothe et Eber, 2008), peut être évalué par cette classification.

En reprenant la fiche toxicologique du produit, on se rend compte qu’il n’est presque pas toxique chez les animaux puisqu’il présente une DL50 égale à 7070 mg/kg. En revanche, il présente une CL50 d’environ 0,5 mg/l, ce qui indique que ce floculant est très toxique pour l’environnement (et les organismes) aquatique.

Les autres coagulants et floculants mentionnés dans la littérature, présentent les caractères toxicologiques suivants :

Les floculants de la série Flopam AN 900 sont des polymères de type anionique hydrosoluble. Ils ne sont presque pas toxiques chez les animaux (DL50 > 5000 mg/kg) et sont non dangereux pour l’environnement et les milieux aquatiques puisqu’ils présentent une CL50 supérieure à 100 mg/l.

Les floculants de la série Flopam FO 4000 sont des polymères cationiques en solution. Ils ne sont presque pas toxiques pour l’animal (DL50 < 5000 mg/kg) mais sont nocifs pour l’environnement aquatique (CL50 > 10 mg/l). Ce polymère ne s’hydrolyse pas et il n’est pas facilement biodégradable mais ne se bioaccumule pas. On peut donc en déduire que ce polymère, une fois utilisé, reste dans le milieu floculé un certain temps.

La graine de Moringa Oleifera est un coagulant polyélectrolyte cationique naturel. Il ne semble pas toxique pour les animaux et sur l’environnement aquatique ; totalement biodégradable, il n’affecte pas le pH (Ayotunde et al., 2004). Cependant, une étude plus récente menée par Ayotunde & al. (2004) montre que l’application d’une grande quantité de Moringa dans des étangs d’aquaculture entraîne une mortalité de poissons due à la présence de substances toxiques ou à des facteurs « antinutritionnels ».

L’alun liquide est classé comme « presque pas » à « légèrement toxique », en fonction des espèces vivantes testées. En ce qui concerne l’environnement aquatique, il est classé comme nocif à non dangereux pour les organismes aquatiques.



Le sulfate ferrique est légèrement toxique (DL50 comprise entre 1000 et 2500 mg/kg) et est nocif pour les organismes aquatiques (CL50 égale à 37.2 mg/l).

Le polyDADMAC ne possède pas de toxicité systémique sur les organismes aquatiques. Les polymères sont beaucoup trop grands pour être absorbés par les membranes biologiques ou les cellules. Cependant, à une concentration assez forte, les groupes fonctionnels cationiques interfèrent avec les branchies des poissons et les respirateurs des daphnies et peuvent provoquer la mort. Pour la santé humaine, il ne montre aucun effet nocif, n’est pas toxique à court ou long terme, irritant ou sensibilisant ; il n’est ni cancérigène, ni mutagène ou toxique pour la reproduction. Enfin, le polyDADMAC n’a pas de potentiel de bioaccumulation, étant totalement soluble dans l’eau. De plus, en tant que coagulant, il s’adsorbe sur les matières en suspension et, de cette façon, est éliminé de la phase aqueuse (SNF Floerger).

Concernant le choix des produits à préférer eu égard à leur toxicité, les études sont encore trop peu nombreuses pour se rendre compte de l’impact qu’ils peuvent avoir sur l’environnement en général, notamment sur les effets à long terme. Néanmoins un projet nommé Aquapol vient d’être lancé. Il associe le BRGM, le CEMAGREF, l'ISTO (Institut des Sciences de la Terre d'Orléans), UNS, NEXIDIA (société spécialisée dans le domaine de la microbiologie) et UNPG (Union Nationale des Producteurs de Granulats). Il vise à étudier le devenir des floculants à base de polyacrylamides dans les boues, les eaux industrielles et les eaux naturelles et l’impact potentiel sur les écosystèmes aquatiques.



3. Caractérisation des matériaux

3.1. CAMPAGNES DE TERRAIN

3.1.1. Méthodologie

Différentes campagnes de terrain ont été organisées sur les sites miniers afin de récolter un échantillonnage le plus représentatif possible. Une quantité d’au moins 15 kilogrammes a été prélevée à chaque fois pour, d'une part effectuer les analyses minéralogiques, granulométriques et chimiques, et d'autre part, garder du matériau pour des essais éventuels en laboratoire. Onze sites (dix sites miniers et une carrière) situés dans le centre-ouest et le centre-est de la Guyane ont été échantillonnés (voir annexe 1 les fiches de sites et annexe 2 les fiches des échantillons). Sans être exhaustifs, ces sites sont toutefois représentatifs de la plupart des exploitations de Guyane, tant au niveau des contextes géologiques que des caractéristiques altérologiques.

Les échantillons prélevés correspondent soit à du matériau géologique altéré prélevé en affleurement ou sur les tas en attente de traitement, soit à des boues ou pulpes prises directement en sortie de sluice ou dans les dépôts de résidus miniers.

A chaque échantillon est associé un numéro d’identification, des photos, les coordonnées GPS du point de prélèvement, une description de l’environnement général, le lieu d’échantillonnage, une description de l’échantillon prélevé, et toute autre information utile à préciser (voir fiches en annexe 2).

3.1.2. Localisation des prélèvements

Le tableau 3 reprend la liste des sites échantillonnés, l’identification des échantillons et la figure 5 leur localisation.



Commune Lieu Nom éch. Commune Lieu Nom éch.

Régina Crique Tortue Re CT1 Roura Galion Ro Ga1

Régina Crique Tortue Re CT2 Saint Elie Concession Saint Elie Se CSE

Roura Cirque Guadeloupe Ouest Ro CG0 Roura Cirque Sud Guadeloupe Terr.1.1.

Roura Aval Leonce Ro Al1 Roura Cirque Sud Guadeloupe Terr.2.2.

Roura Aval Leonce Ro Al2 Roura Cirque Sud Guadeloupe Terr.3.3.

Roura Aval Leonce Ro Al3 Saint Elie Crique Aïmara SeCA1

Roura Cirque Guadeloupe Est Ro CG1 Saint Elie Crique Aïmara SeCA2

Saint Elie Concession Dieu Merci Se CDM

Tableau 3- Correspondance des sites étudiés avec le N° des échantillons prélevés

Figure 5 - Carte de localisation des sites d’exploitation échantillonnés



3.2. ANALYSES


Etude chimique par spectrométrie par torche à plasma

L’analyse chimique réalisée par spectrométrie à torche à plasma (ICP) au laboratoire du BRGM à Orléans, a été demandée pour un ensemble d'éléments majeurs et de traces : aluminium, baryum, calcium, chrome, cuivre, fer, potassium, magnésium, manganèse, sodium, phosphore, plomb, silicium, strontium, titane, vanadium, zinc. Le résumé des différentes étapes de la méthode est le suivant :

Préparation physique - Séchage : 1 nuit à l’étuve ventilée (105°C)

- Elimination des corps étrangers (résidus végétaux…), réduction des mottes…

- Pulvérisation par vibrobroyeur disque / anneaux (acier au chrome)

- Vérification de la granulométrie par tamisage (90 % < 75 µm)

Perte au feu - Prise d’essai : 1,000 g (+/- 0,001 g)

- Température : 900 °C (four à moufle)

- Durée : 2 h

Préparation chimique - Prise d’essai : 0,500 g (+/- 0,001 g)

- Attaque multi-acides : fluorhydrique, perchlorique, nitrique, chlorhydrique (bombe

téflon)

- Volume final après attaque (eau déminéralisée) : 100 ml (rapport de dilution solide /

liquide : 1/200)

Analyse - Méthode instrumentale : spectrométrie d’émission optique à lecture directe, ICP

(plasma à couplage inductif)

- Equipement : spectromètre Perkin Elmer OPTIMA 5000 DV (double visée) équipé

pour solutions fluorhydriques.

- Etalonnage : solutions certifiées mono et multi éléments SDV Sciences (accréditation

ISO / CEI 17025)

- Matériaux de référence : échantillons de sols certifiés SDV Sciences

Etude minéralogique par diffractométrie des rayons X

La fraction cristallisée des échantillons est déterminée par diffractométrie des rayons X à partir de leur diagramme de poudre. Cette technique est surtout qualitative et ne peut donner qu’une indication semi-quantitative. Le seuil de détection est de l’ordre de 5%, mais peut largement varier en fonction de la nature des différentes phases.

La fraction phylliteuse des échantillons est déterminée par diffractométrie des rayons X à partir de lames orientées normales, glycolées pendant 12 heures en tension de vapeur puis chauffées à 490°C pendant 4 heures. Les proportions sont estimées à partir de l’aire des



pics. Il faut bien tenir compte que les pourcentages indiqués sont des valeurs relatives des phases phylliteuses présentes dans la fraction < 2 microns de l’échantillon.

Une phase dite « amorphe aux rayons X » peut être une phase non cristallisée ou une phase cryptocristalline. L'appareillage utilisé est un Diffractomètre SIEMENS D5000 automatisé. Les conditions

expérimentales retenues sont les suivantes :

- Balayage de 4 à 84°2θ pour les poudres et de 2 à 36°2θ pour les lames orientées

- Vitesse de balayage de 0,02°2θ/seconde

- Temps de comptage : 1 seconde par pas

- Echantillon tournant pour les poudres et fixe pour les argiles

- Tube au Cobalt (λ Kα1 ≈ 1,789 Å)

Enfin le traitement des diagrammes a été effectué à partir du logiciel DIFFRACplus. Pour mémoire, la méthode est semi-quantitative et ne donne pas de résultat en valeur absolue ou relative pour les phases minérales détectées, mais seulement des gammes de proportions. Des pourcentages peuvent être estimés, proportionnels à l’abondance selon les correspondances suivantes :

- Très abondant : 100%

- Abondant : 75%

- Présent : 50%

- Faible : 25%

- Traces : 5%

On estimera alors que, par exemple, un minéral ayant une abondance « faible à présent » est présent dans l'échantillon dans la fourchette 25-50 %, ou bien avec une abondance « en traces à faible » peut varier entre 5 et 25 %, etc.

Caractérisation granulométrique

La séparation granulométrique d'un échantillon permet de le caractériser selon la taille des grains qui le composent et d'en estimer l'importance relative. Le travail est effectué en deux parties : un tamisage par voie sèche a été effectué sur la fraction supérieure à 80 µm, tandis que la fraction inférieure à 80 µm est traitée en analyse micro-granulométrique par sédimentation par voie humide sur un appareil SEDIGRAPH. Au final, ces techniques permettent d’avoir une détermination des proportions des phases sableuses et silteuses présentes, et également des fines, en lien avec le problème de décantation du projet.

Les analyses granulométriques ont été réalisées en 29 intervalles granulométriques, allant de la fraction inférieure à 0,5 µm à celle supérieure à 5 mm. On peut considérer 4 groupes de fractions de taille croissante, à savoir :

- Les argiles ou fines, comprises entre < 0,5 µm et 2 µm inclus,

- Les limons et sables fins, compris entre 2 µm exclus et 63 µm inclus,

- Les sables, compris entre 63 µm exclus et 2 mm inclus,

- Les grossiers, compris entre 2 mm exclus et > 5 mm.



3.2.2. Résultats et interprétation

Analyses chimiques

Les résultats des analyses chimiques sont reportés au tableau 4. L'annexe 3 présente en plus les contrôles analytiques internes au labo, et les comparaisons par rapport à des échantillons standards. On peut y constater la bonne reproductibilité générale des données autant par rapport aux analyses répétées que par rapport aux valeurs obtenues pour un standard connu.

D'une façon générale, les résultats montrent une signature géochimique à dominante Si-Al-Fe, caractéristiques de matériaux pédologiques ou altérologiques de type latéritique. En outre, un certain nombre d'éléments reste invariant ; c'est le cas pour Ca, Sr, Pb, Mg... Pour d'autres éléments, les variations constatées sont à mettre au compte du caractère géologique et lithologique des roches mères dont dérivent les matériaux prélevés. Ainsi de très fortes teneurs en Cr-Ni attestent du caractère basique à ultrabasique des formations. De même les valeurs les plus élevées en Ba tracent probablement des roches de type granitique ou gneissique.

Tableau 4 – Résultats des analyses chimiques

En superposition à cette signature de la roche mère, on observe aussi une relation entre le fer et des éléments (Al, Cr, Ni, Cu, Ti, V...) habituellement concentrés dans le profil d'altération en milieu tropical, présentant une forte concentration des oxydes – hydroxydes de fer et d'alumine à mesure qu'on se rapproche de la surface (Lecomte et Zeegers, 1992).

N° échant. Al % Ca % Fe % K % Mg % Na % P % Si % Ti %

Re CT1α 0,95 87 0,01 1659 48 6,52 0,24 0,03 152 0,12 0,19 14 37,7 6 0,31 192 46

Re CT1β 0,99 83 0,00 1216 46 6,22 0,29 0,02 75 0,09 0,17 22 37,6 2 0,37 186 50

Re CT1a 1,40 75 0,01 1261 29 3,91 1,52 0,32 78 0,18 0,10 9 36,7 15 0,32 130 89

Re CT2α 1,33 85 0,00 822 49 9,75 0,34 0,02 111 0,08 0,05 21 35,7 <2 0,71 227 104

1,23 88 0,01 949 48 9,17 0,37 0,03 55 0,07 0,06 19 37,0 <2 0,78 227 110

Ro CGOα 6,25 79 0,00 995 108 2,27 0,22 0,02 30 0,07 0,23 35 40,4 14 0,38 34 39

Ro CGOβ 7,81 69 0,01 898 113 2,16 0,14 0,02 31 0,07 0,23 18 39,9 18 0,40 32 36

Ro Al1 4,71 39 0,00 1386 71 16,70 0,18 0,02 31 0,13 0,19 17 31,1 <2 0,53 572 78

Ro Al2 3,12 68 0,01 1340 44 9,06 0,50 0,03 21 0,23 0,09 14 34,8 2 0,49 359 94

Ro Al2a 3,01 93 0,00 1155 33 5,60 0,72 0,02 18 0,28 0,05 19 36,7 3 0,48 312 108

Ro Al3a 7,74 70 0,00 682 9 1,18 1,90 0,02 8 0,51 0,02 21 41,6 7 0,23 213 170

Ro CG1α 4,33 42 0,01 502 85 12,17 0,13 0,02 79 0,12 0,08 10 33,7 <2 0,69 350 72

Ro CG1β 3,92 38 0,00 637 84 10,83 0,11 0,02 79 0,11 0,09 11 37,0 <2 0,63 312 74

Se CDM 7,56 60 0,01 766 49 6,40 0,17 0,02 50 0,08 0,02 <2 36,0 <2 0,21 33 305

Se CDMa 7,80 151 0,00 183 48 5,28 0,29 0,02 52 0,08 0,02 26 34,7 <2 0,26 23 347

Ro Ga1 0,95 106 0,01 518 20 4,09 0,16 0,02 217 0,13 0,03 16 40,1 6 0,13 62 19

Se CSE 1,82 628 0,00 293 29 3,12 1,45 0,02 286 0,06 0,02 25 40,6 <2 0,24 13 229

Ba ppm

Cr ppm

Cu ppm

Mn ppm

Pb ppm

Sr ppm

V ppm

Zn ppm

Re CT2β



Sur la figure 6, la relation Fe-Al est manifeste pour une partie des échantillons, tandis que pour 5 d'entre eux (représentant en fait 3 endroits de prélèvement : Se CDM et CDMa, Ro-CGO alfa et béta, Ro Al3a), les teneurs en alumine nettement plus élevées relèvent du caractère franchement alumineux du matériau et donc d'un contexte géologique particulier. En outre, sur la même figure, le graphique Si-Fe met clairement en évidence la relation inversement proportionnelle entre ces deux éléments, correspondant à la proportion plus ou moins grande du quartz dans les échantillons par rapport à la fraction globalisant argiles et oxydes- hydroxydes.

Figure 6 – diagrammes de corrélation Fe-Si et Fe-Al (valeurs exprimées en %)

Analyses minéralogiques

Le tableau 5 reprend les résultats des déterminations minéralogiques exprimées en pourcentages approximatifs en fonction de l'abondance observée dans l'échantillon ; la

0,00 2,00 4,00 6,00 8,00 10,00 12,00 14,00 16,00 18,00

0,00

1,00

2,00

3,00

4,00

5,00

6,00

7,00

8,00

9,00

Fe (en %)

Al (e

n %

)

0,00 2,00 4,00 6,00 8,00 10,00 12,00 14,00 16,00 18,00

30,0

32,0

34,0

36,0

38,0

40,0

42,0

44,0

Fe (en %)

Si (e

n %

)



seconde partie du tableau détaille la composition de la fraction argileuse (ou phylliteuse). On peut noter la bonne cohérence générale des résultats par rapport aux doublons…

De manière générale, la fraction argileuse – phylliteuse – varie de 5 à 70%, le quartz, de 15 à 90%. La goethite (hydroxyde de Fe) est souvent présente (entre 5 et 20%), de même que la gibbsite (hydroxyde d’Al) dans des proportions équivalentes. L’hématite (oxyde de Fe) et le microcline (feldspath) sont également présents dans des proportions similaires, mais moins souvent que les deux minéraux précédents. Enfin, on retrouve aussi quelques autres minéraux en traces de façon anecdotique (dans un ou deux échantillons seulement) : magnétite (Fe), anatase (Ti), anhydrite (Ca), plagioclase et tourmaline.

On remarque que trois échantillons présentent des taux de quartz élevés (abondant à très abondant : Re CT1 et Ro GA1), et que quatre autres échantillons présentent des taux de fraction argileuse présente à abondante : Ro CGO, Ro AL3a, Se CDMa et Se CSE. A nouveau on constate l’antinomie (entrevue précédemment en comparant Fe – Si) entre le quartz et les argiles (associés aux hydroxydes)…

Pour la fraction argileuse, la quasi-totalité des échantillons comprend de 85 à 100% de kaolinite et de 0 à 15% d’illite et/ou mica. Un seul échantillon contient 82% de kaolinite et 17% de smectite. Cette dernière est une argile dite gonflante, parce que sa structure minéralogique lui permet une très forte hydratation en présence d'eau, ce qui pénalise fortement sa décantation lorsqu'elle forme une solution colloïdale ; à l'inverse la kaolinite ou les micas décantent naturellement plus facilement.

En résumé, la minéralogie des échantillons se répartit dans un triangle quartz – oxydes-hydroxydes de Fe-Al – argiles, et la fraction argileuse est très majoritairement kaolinique, avec un peu d’illite, et dans un seul cas, avec 17% d’argile gonflante de type smectite.

Tableau 5 - Représentation des différentes fractions minéralogiques détectées par diffractométrie (exprimées en évaluation d'un % semi-quantitatif)

Quartz Goethite Gibbsite

Fraction phylliteuse

N° échant.Kaolinite Chlorite Sépiolite

Re CT1α 75 5 5 - - - - - - - 15 79 21 - - -

Re CT1β 70 5 20 - - - - - - - 5 100 - - -

Re CT1a 55 - - - - 20 - - - - 25 89 11 - - -Re CT2α 45 24 - - - - 7 - - - 24 97 3 - - -Re CT2β 40 20 - - - - 20 - - - 20 96 4 - - -Ro CGOα 35 - - - - - - - - - 65 99 1 - - -Ro CGOβ 40 15 - - - - - - - - 45 98 2 - - -

Ro Al1 30 25 10 5 - - 5 - - - 25 97 3 - - -Ro Al2 40 12 12 5 - - - - - - 31 93 7 - - -Ro Al2a 30 11 11 11 - - - - - - 37 97 3 - - -Ro Al3a 15 - 5 10 - - - - - - 70 88 12 - - -

Ro CG1α 25 20 20 - - - - - - - 35 98 2 - - -Ro CG1β 30 30 10 - - - - - - 30 100 < 1 - - -Se CDM 15 15 - 5 15 5 - - - - 45 98 2 - - -Se CDMa 15 - - - 17 - - - - - 68 100 < 1 - - -Ro Ga1 90 - - - 3 - - - - - 7 100 - - -Se CSE 35 - - - 5 5 - - - - 55 85 15 - - -

Terr.1.1. 20 5 5 5 - - - - - - 65 95 5 - - -Terr.2.2.a 20 7 5 5 5 - - 5 - - 53 94 6 - <1 <1Terr.2.2.b 30 6 5 - 5 - - 5 - - 49 94 6 - - -Terr.3.3. 20 10 5 5 - - - - 5 5 50 82 1 17 - -

Microcline

Hématite

Anhydrite

Anatase

Tourmaline

Plagioclase

Magnétite

Illite et /ou mica

Smectite/chlorite



Analyses granulométriques

Les résultats sont regroupés au tableau 6 (page suivante), en sommant plusieurs fractions entre elles pour obtenir 4 classes principales, les argiles, les limons, les sables et les éléments grossiers. Le détail de chaque classe est donné dans un tableau général présenté en annexe 4. Pour mémoire, les analyses granulométriques n’ont pas été faites sur les échantillons numérotés avec l’indice « a », puisque, sous-échantillons des échantillons principaux, il s'agit de matrices contenant des nodules plus compacts à granulométrie très fine. De plus, pour les échantillons numérotés « Terr », l'analyse granulométrique n'a pu être effectuée, faute de quantité de matériau suffisante.

Selon le tableau, on constate que les proportions des 4 classes peuvent varier très fortement d'un échantillon à l'autre. Ainsi, le pourcentage d'argiles varie de 1 à 30%, les limons de 9 à 71%, les sables de 13 à 72 % et enfin, les grossiers de 0 à plus de 50%. Ces variations semblent relativement aléatoires et dépendent principalement du lieu et du type de matériau prélevé, les prélèvements pris derrière les sluices étant concentrés en fines. On peut noter cependant que des échantillons provenant du même endroit de prélèvement ont des granulométries très semblables (bonne convergence entre les prélèvements dits « alfa » et « béta »). La figure 7 illustre bien à la fois, la grande variabilité entre les prélèvements et la bonne concordance pour chaque paire d'échantillons alfa et béta.

A ce stade d’analyses, il semble difficile de pousser plus loin l'interprétation et notamment d'y reconnaître des éléments d'explication pour la problématique posée sur la décantation des boues de process. Il faut maintenant analyser les éventuelles relations entre ces paramètres et les comportements en décantation (vitesse et turbidité résiduelle).

Nom éch. % d'argiles [ < 0,5 µm ; 2 µm ]

% de limons ] 2 µm ; 63 µm ]

% de sables ] 63 µm ; 2 mm ]

% de grossiers ] 2 mm ; > 5 mm ]

Total %

Re CT1α 13,39 12,14 26,63 47,84 100

Re CT1β 9,53 10,07 27,31 53,09 100

Re CT1a

Re CT2α 24,98 24,43 13,74 36,85 100

Re CT2β 29,98 27,89 14,36 27,77 100

Ro CG0α 11,26 40,53 34,52 13,69 100

Ro CG0β 15,91 45,40 38,26 0,43 100

Ro Al1 16,28 15,69 28,04 39,99 100

Ro Al2 21,20 25,19 22,77 30,84 100

Ro Al2a

Ro Al3a

Ro CG1α 25,73 32,50 14,23 27,54 100

Ro CG1β 33,68 35,66 13,39 17,27 100

Se CDM 17,83 49,71 20,00 12,46 100

Se CDMa

Ro Ga1 1,09 9,47 71,69 17,75 100

Se CSE 5,920 71,2500 22,29 0,5400 100

Tableau 6- Résultats de l’analyse granulométrique, exprimées en pourcentages estimés et classés en quatre fractions principales



Figure 7 – Représentation en % des 4 classes granulométriques principales pour l'ensemble des échantillons

Re CT1αRe CT1β

Re CT1aRe CT2α

Re CT2βRo CG0α

Ro CG0βRo Al1

Ro Al2Ro Al2a

Ro Al3aRo CG1α

Ro CG1βSe CDM

Se CDMaRo Ga1

Se CSE

0

10

20

30

40

50

60

70

80

argiles

limons

sables

grossiers



4. Expérimentations

4.1. COMPARAISON DE LA DÉCANTATION SUR 3 MATÉRIAUX

Le premier travail en laboratoire a été réalisé à partir de matériaux prélevés dans les dépôts de résidus d’exploitation sur 3 chantiers miniers d’un même secteur, situés dans le centre-est de la Guyane (Marchal-Marchant, 2010) et respectivement identifiés comme Terr.1.1, Terr.2.2.a et b, et Terr.3.3.

Les 4 échantillons ont des compositions assez comparables (voir Tableau 5 de la minéralogie) : une fraction argileuse entre 50 et 70 %, du quartz pour environ 20 à 30 % et quelques minéraux en trace (5% ou moins) comme les oxydes de fer (goethite, hématite) ou d’aluminium (gibbsite), un peu de feldspath ou de tourmaline. La fraction argileuse comprend 95% de kaolinite et 5% d’illite pour les 3 premiers, et pour le 4ème, une proportion plus importante d’argiles interstratifiées de type smectite (17%), sans illite. C’est probablement la seule différence caractéristique qui distingue cet échantillon des 3 premiers.

4.1.1. Tests de décantation

Pour réaliser les tests de décantation, les 3 matériaux (Terr. 1.1, Terr. 2.2 et Terr. 3.3) ont été mélangés à l’eau de crique dans une proportion de 100g/l. Floculant et coagulant ont pu y être ajoutés selon les cas (tableau 7). Le volume final de chaque solution test était de 0,6 litre.

La préparation du floculant a été effectuée de la façon suivante : une solution 1g/l a d’abord été préparée, c’est-à-dire 0,3 g de poudre (Flopam AN 910 SH) dans 300 ml d’eau de crique, la solution obtenue était très visqueuse (fig. 8). 30 ml de cette solution ont été prélevés pour obtenir 1 litre de solution à 0,03g/l, dont 100 ml furent ensuite ajoutés à chaque boue à traiter avec du floculant (série F).

Pour les solutions 1C, 2C et 3C (série C), 0,5 ml de coagulant liquide (Flopam FL4535) ont été ajoutés en même temps que le floculant.

Figure 8 - Solution à 1g/l de floculant d'abord obtenue. Viscosité importante.



Tableau 7 - Préparation des tubes tests

Les boues préparées sont ensuite versées dans les tubes du jar test qui est alors retourné 30 fois ; la fin du mélange correspond au temps t0 (figure 9) et le test de décantation peut alors commencer

Figure 9 - Etat des tubes avant et après mélange ; il est possible de déjà repérer les flocs formés dans les tubes 1F, 2F et 3F sur l’image du dessous.

EchantillonN° pour

l'essai

Boue à

100 g/l

Floculant à

5mg/l

0,5 ml

Coagulant

ajouté

Terr 1.1 1F x x

1C x x x

Terr 2.2 2N x

2F x x

2Fbis x x

2C x x x

Terr 3.3 3N x

3F x x

3C x x x



La prise d’aliquotes est effectuée dans chaque tube, selon un pas de temps allant de 10 minutes à 11 jours :

- 10 min

- 30 min

- 90 min

- 150 min (2h30)

- 240 min (4h)

- 360 min (6h)

- 1600 min (1j)

- 4300 min (3j)

- 8600 min (6j)

- 17800 min (11j) Dans chaque aliquote prélevée, le pH et la turbidité sont mesurés immédiatement, et un taux d’abattement calculé par rapport à la turbidité initiale au temps t0. Le détail des résultats est présenté en annexe 5. La figure 10 reprend les graphiques de l’évolution de la turbidité en fonction du temps. On constate qu’à l’état naturel (2N et 3N) la décantation est inexistante, ou éventuellement faible (sur 2N à partir d’une durée de 3h ?). Lorsqu’on ajoute du floculant, le processus peut être significativement amélioré – cas de 2F et même de 2Fbis – mais ce n’est pas la règle générale ; l’ajout du produit à une concentration de 5 mg/l dans une pulpe à 100g/l n’apporte rien pour la décantation des échantillons 1F et 3F. Par contre, lorsque du coagulant est ajouté en même temps que le floculant, on observe une réelle décantation avec une chute significative de la turbidité (1C, 2C et 3C)… qui n’est cependant pas immédiate dans le temps, puisque ce n’est qu’après 24h que la chute de la turbidité devient réellement significative. Lorsqu’on compare les résultats des analyses à la décantation des boues, on relève que l’échantillon Terr. 3.3. qui contient des argiles interstratifiées de type smectite présente la moins bonne décantation naturelle (ou assistée par floculant-coagulant), avec une turbidité qui reste autour de 200 NTU, même après traitement au floculant- coagulant. On peut, si cette observation était confirmée, estimer dès lors que l’occurrence d’argiles de type smectite dans les matériaux, rendrait singulièrement difficile la décantation même assistée. Ces argiles de type tri-couches ont en effet des propriétés gonflantes en présence d’eau qui leur confèrent la faculté de former des solutions colloïdales particulièrement stables…



1030

90150

240360

16004300

860017800

0

200

400

600

800

1000

1200

1F

1C

10 30 90 150 240 360 1600 4300 860017800

0

200

400

600

800

1000

1200

2N

2F

2Fbis

2C



Figure 10 - Variations de la turbidité en fonction du temps pour les échantillons Terr. 1.1. 2.2. et 3.3. ou en solution « naturelle » (série N), avec ajout de floculant (série F) ou de floculant-coagulant (série C). axe Y = turbidité en NTU ; axe x = temps en minutes

Remarque : Dans les graphiques présentés ci-dessus, on observe une mesure de turbidité croissante pour les

solutions 2N et 3F (et dans une moindre mesure pour la solution 3N). Cela est difficilement compréhensible étant donné que les solutions étaient au repos complet depuis le début de l’expérience. On peut en déduire que pour certains éléments, la réfraction opérée au sein du turbidimètre est perturbée. Il est probable cependant que les solutions aient été trop opaques pour le turbidimètre (ce que confirment les observations à l’œil nu). il faut rappeler que cette mesure ne remplace absolument pas la quantification de la masse de MES, beaucoup plus directe et précise.

4.1.2. Vérification « terrain »

Pour tenter de confirmer les résultats obtenus lors de la première expérimentation, des échantillons de boues ont été pris directement à la sortie des sluices, d’une part sur un chantier où il apparait que la boue décante naturellement et rapidement dans les barranques (Terr. 4), et d’autre part sur un chantier, où il n’y a absolument pas de décantation naturelle dans les lagunes (Terr. 5).

La quantité de MES des échantillons prélevés a été mesurée par pesée, après centrifugation, séchage et récupération des fractions solides (photos de la fig. 11). Dans l’échantillon Terr. 4, la quantité de MES est de 167,6 g/l, tandis que dans l’échantillon Terr. 5, elle est de 296,1 g/l. On peut noter que les premiers essais réalisés à partir de mélanges solides – eau de 100g/l sont dans la « bonne échelle de concentration » de ce qui peut être observé sur les chantiers. A contrario, les concentrations en solide en sortie de table peuvent varier très significativement d’un chantier à l’autre et en fonction de la régularité de chargement du sluice, passant dans cet exemple précis de 170 à près de 300 g/l, ce qui pourrait aussi constituer une difficulté supplémentaire lors de la mise en œuvre potentielle à une échelle pilote.

10 30 90 150 240 360 1600 4300 860017800

0

200

400

600

800

1000

1200

3N

3F

3C



Figure 11– Récupération des fractions solides par séchage et ou centrifugation

Plusieurs aliquotes des deux échantillons, prélevés dans différentes parties de l’échantillon solide au cours de la phase de séparation avec l’eau, ont été analysés par diffractométrie des RX pour caractériser leur composition minéralogique. Le tableau 8 en présente les résultats.

T5-02 T5-03 T4-03 T4-06 : T4-07

quartz (~5 à ~25%) (~5 à ~25%) (~5 à ~25%) (~5 à ~25%) (~5 à ~25%)

plagioclase absence (~5 à ~25%) (~5 à ~25%) absence absence

microcline absence absence absence (~5%) (~5 à ~25%)

goethite absence absence (~5 à ~25%) (~5 à ~25%) (~5 à ~25%)

gibbsite (~5%) (~5%) (~5 à ~25%) (~5 à ~25%) (~5 à ~25%)

fr. argileuse (~25 à 50%) (~25 à 50%) (~25 à 50%) (~25 à 50%) (~25 à 50%)

kaolinite 76% 45% 84% 52% 83%

illite et/ou mica 1% - 4% 48% 17%

paragonite - - 12% - <1%

smectite 24% 55% - - -

Tableau 8 – Résultats des déterminations minéralogiques par diffraction des RX pour les échantillons Terr. 4 et Terr. 5.



Comme c’était le cas pour la première série, les échantillons sont semblables quant à l’abondance des minéraux en grains et se différencient par la composition de leur fraction phylliteuse. En effet, on relève le quartz en présence faible (de l’ordre de 25%), quelques minéraux en trace, classiques dans ce type de matériau (goethite, gibbsite et/ou feldspaths), et une fraction phylliteuse représentant de l‘ordre de 50% du total estimé. Pour cette fraction, les aliquotes de Terr. 4 sont surtout kaoliniques (parfois >80% des argiles présentes) avec une composante (faible) de type illite et paragonite, tandis que les deux aliquotes de Terr. 5 sont également de type kaolinique mais avec une composante smectite marquée (24 et 55%). On retrouve dans cet exemple la même tendance que lors de l’expérience en laboratoire précédente : les échantillons qui contiennent des argiles interstratifiées gonflantes de type smectite ne décantent pas du tout naturellement, alors que lorsque la composition de la phase phylliteuse est kaolinique avec un peu d’argile de type mica blanc (illite, paragonite, muscovite), la boue décante naturellement, parfois très rapidement (fig. 12).

Figure 12– exemple de décantation naturelle rapide directement en sortie de sluice.

4.2. OPTIMISATION DES RAPPORTS SOLIDE – EAU - FLOCULANT

Un second travail de laboratoire a été effectué pour tenter de mettre en évidence la concentration en floculant idéale dans un mélange solide – liquide, représentant les boues de process de l’extraction aurifère alluvionnaire, telles qu'elles existent en Guyane. L’expérimentation a été réalisée avec le matériau Terr. 2.2 de « l’argile rouge », qui présentait un bon taux d’abattement lors de l’utilisation de floculant. Deux paramètres caractéristiques de ce test sont les concentrations en floculant et en argile par rapport à la solution aqueuse. Mais le ratio de la concentration en floculant par rapport à la quantité d’argile mise en pulpe est le paramètre essentiel à prendre en compte. C’est cette valeur qui est notamment déterminée par le fabricant de floculants, lorsqu’à la demande d’une société minière, une décantation assistée par floculation doit être mise en place.




La première étape a consisté en la préparation de 5 solutions colloïdales de concentration variable en matériau argileux solide pour une concentration en floculant fixée :

(5 g/l) + floculant (5 mg/l) : solution notée A5

(10 g/l) + floculant (5 mg/l) : A10




La seconde étape a consisté à faire l’inverse à partir de la préparation de 5 solutions colloïdales, à concentration en argile fixée, pour des teneurs en floculant variables :

Matériau argileux à (100 g/l) + floculant (1 mg/l) : solution notée F1

Matériau argileux à (100 g/l) + floculant (2,5 mg/l) : F2,5

Matériau argileux à (100 g/l) + floculant (10 mg/l) : F10



Lors de la première expérience de décantation assistée, l’échantillon Terr. 2.2 a été mélangé au floculant dans une solution aqueuse dans le rapport suivant : 100 g/l de matériau et 5 mg/l de floculant, soit un ratio correspondant à A100 dans la série des boues listées ci-dessus, ou un ratio noté F5 dans la série des concentrations de floculant. Ce ratio sera donc ajouté à chacune des séries, avec les résultats obtenus lors de cette première expérimentation. Pour l'ensemble des solutions préparées plus le résultat du premier essai, le ratio entre la quantité de floculant ajouté et celle en argile présente dans la boue se décline selon le tableau 9; on constate qu'il varie régulièrement de 1.10-3 à 5.10-5 et qu'à l'exception du premier, tous les ratios sont identiques par paires, l'un dans la série A, l'autre dans la série F, mais en soulignant toutefois que pour un ratio identique, les concentrations respectives des deux constituants dans l'eau ne sont pas les mêmes ; on aura donc des solutions colloïdales plus ou moins concentrées.

Le volume total de la solution est à chaque fois de 0,6 l. Le mode de mise en mélange est identique pour les différents tubes préparés (comme lors de la première expérimentation en laboratoire), et l’homogénéisation au jar test est faite par 30 basculements.



Tableau 9 – échelle des ratios quantité de floculant / quantité d'argile dans les solutions préparées

Ensuite la décantation commence ; c'est le temps t0. Des aliquotes de 50 ml environ sont prélevés aux temps suivants pour les deux séries de solutions « A » et « F » :

10 min

30 min

90 min

150 min (2h30)

240 min (4h)

La mesure de la turbidité et du pH est effectuée directement une fois l’aliquote prélevé.

4.2.2. Résultats

Le détail des résultats est présenté en annexe 6 ; le graphique de la figure 13 montre l'évolution de l'abattement de la turbidité (exprimé en % à partir de la turbidité initiale au temps 0) pour la série de solutions « A » et pour celle de solutions « F ».

Dans la série « A » correspondant à un accroissement de la concentration en argiles pour une teneur en floculant constante, on constate qu'il n'y a aucune diminution de la turbidité

N° solutionRatio

Floc/Arg

conc. en

argile (kg/l)

conc. en

floculant

(kg/l)

A5 1,00E-03 5,00E-03 5,00E-06

A10 5,00E-04 1,00E-02 5,00E-06

F50 5,00E-04 1,00E-01 5,00E-05

A25 2,00E-04 2,50E-02 5,00E-06

F20 2,00E-04 1,00E-01 2,00E-05

A50 1,00E-04 5,00E-02 5,00E-06

F10 1,00E-04 1,00E-01 1,00E-05

A100 ou F5

(essai1)5,00E-05 1,00E-01 5,00E-06

A200 2,50E-05 2,00E-01 5,00E-06

F2.5 2,50E-05 1,00E-01 2,50E-06

F1 1,00E-05 1,00E-01 1,00E-06



pour les deux concentrations en argile les plus fortes, et que le ratio floculant/argiles y est trop bas pour avoir une décantation efficace. Ensuite à partir d'un ratio équivalent à 1.10-4 (soit 50 g/l d'argile dans la solution colloïdale), le taux d'abattement augmente régulièrement avec le temps à partir de 90 minutes, pour atteindre 25% environ. Il culminera à près de 40% avec les deux concentrations en argile les plus faibles, respectivement de 10 et 5 g/l (soit aussi les deux ratios floculant/argiles les plus élevés).

Dans la série « F » correspondant à un accroissement de la concentration en floculant pour une teneur en argiles constante, on observe une tendance identique avec un taux d'abattement nul pour les 3 concentrations en floculant les plus basses (et donc des ratios floculant/argiles faibles : de 1 à 5.10-5). Ensuite pour les deux valeurs suivantes (ratios floculant/argiles de 1 et 2.10-4, soit des teneurs en floculant respectivement de 10 et 20 mg/l), le taux d'abattement de la turbidité augmente à nouveau régulièrement avec le temps pour atteindre entre 16 et 21% environ, après 4 heures. Enfin, lorsqu'on augmente encore la proportion de floculant (50 mg/l), on revient au premier cas de figure avec un rendement d'abattement nul, probablement lié au fait que la concentration en floculant est excessive, donnant alors une solution visqueuse et sursaturée qui ne peut décanter.

Figure 13 – Evolution du taux d'abattement de la turbidité dans les séries « A » et « F »



La figure 14 compare les taux d'abattement de la turbidité maximums atteints dans les différentes solutions des deux séries après 4 heures de décantation, et en fonction du ratio floculant/argiles dans les solutions. Ce graphique montre que si on fait varier la quantité d'argile, on obtient les meilleurs résultats pour les concentrations les moins élevées, ce qui est somme tout assez attendu, avec un ajout de 5 mg/l de floculant, tandis que pour les ratios floculant/argiles inférieurs à 1.10-4, il n'y a aucune décantation au bout de 4 heures. Si on fait varier la quantité de floculant pour une teneur de 100 g/l en argiles dans la solution colloïdale, l'abattement reste nul en-dessous d'un ratio floculant/argiles de 1.10-4 ; à 1.10-4 on passe par un maximum de 20% d'abattement de la turbidité, et ensuite le taux décline à nouveau pour les deux derniers mélanges, provoquées probablement par une trop grande viscosité du mélange (liée aux trop fortes concentrations en floculant : avec 20 mg/l et plus encore avec 50 mg/l, comme déjà exprimé au paragraphe précédent).

On peut mentionner également deux autres points intéressants. Tout d'abord, le travail de vérification « terrain » exposé au chapitre précédent a montré que les teneurs en argiles dans les pulpes en sortie de sluice sont plutôt de l'ordre de 100 à plusieurs centaines de g/l, ce qui n'est pas favorable selon les résultats du test ; pour développer un process en vraie grandeur, cela nécessiterait de diluer significativement (facteur 5 à 20) les boues à traiter, avec de l'eau non chargée, ce qui serait fortement pénalisant pour une mise en œuvre pratique et économique. Ensuite, et dans les meilleurs des cas (mélanges A10 et A5), l'abattement atteint est de l'ordre de 40%, avec des eaux assez peu chargées en argiles, ce qui n'est pas exceptionnel...

Figure 14 – Evolution du taux d'abattement maximum dans les deux séries de solutions après 4 h de décantation

4.3. ESSAIS DE SÉDIMENTATION SUR LA COLLECTION D'ÉCHANTILLONS PRÉLEVÉS

4.3.1. Tests de sédimentation sur échantillons bruts

Le test de sédimentation choisi est basé sur la méthode de Talmage et Fitch (Emmett, 1986) et permet de déterminer une vitesse de sédimentation (Vs), exprimée en mètres par heure (m/h). Appliqué sur la collection d’échantillons provenant des sites miniers, il est réalisé dans une éprouvette graduée de 1 litre avec de la pulpe brute, préparée selon une méthodologie standard pour avoir des pulpes comparables entre elles. Après agitation dans l'éprouvette



graduée, la pulpe est mise au repos et on suit le déplacement de l’interface boue / surnageant. La méthodologie a été décrite dans le rapport de Carpentier (2011), explicitant la technique de préparation des pulpes et la façon de faire le test par lecture sur l'éprouvette du niveau de sédimentation variant au cours du temps. Une mesure dite de compression (ou d'entassement) est effectuée en fin de test et correspond au volume que prend la boue dans l’éprouvette graduée au temps maximum (entre 4 heures et 7 jours). La turbidité a également été mesurée sur la plupart des échantillons, après chaque début de test et dans les premiers centimètres de la burette graduée, une fois la clarification de l'eau entamée.

Les résultats sont présentés au tableau 10. On constate que les vitesses de sédimentation sont relativement similaires entre échantillons et assez faibles, de l'ordre de 6 à 25 cm par heure, à deux exceptions près - Se CDM et SE CA2 - présentant une meilleure Vs (environ 60 cm par heure) ; de même l'entassement reste assez homogène dans l'ensemble, avec un volume de boue variant de 300 à 500 ml (à l'exception de SE CA2, 194 ml). Par contre, à l'exception de trois échantillons – Ro CGO, Terr 2.2 et Terr 3.3 -, les turbidités mesurées peuvent être considérées comme bonnes avec des valeurs allant de 2 à 26 NTU. En effet, en aval de tout site minier, les eaux ne peuvent avoir une turbidité supérieure à 20 NTU, (correspondance avec 35 mg/l de MES), limite en dessous de laquelle, il y a relativement peu d'impact sur le milieu naturel (Vigouroux et al., 2005). Si la turbidité est estimée trop élevée, il sera alors nécessaire d'utiliser un coagulant, favorisant la création de micro-flocs...

Vs (m/h) Entassement (ml) Turbidité NTU

Re CT1 0,193 360 -*

Re CT2 0,142 432 -

Ro CGO 0,126 362 58

Ro Al1 0,244 286 2 ,75

Ro Al2 0,144 440 -

Ro CG1bis 0,247 340 14,75

Se CDM 0,614 391 7

Se CSE 0,233 400 10

Terr.1.1. 0,063 510 4,39

Terr.2.2. 0,137 474 100

Terr.3.3. 0,112 341 427

SeCA1 0,104 305 21,1

SeCA2 0,647 194 25,9

* mesure ratée

Tableau 10 – résultats des tests de sédimentation sur les échantillons naturels

4.3.2. Apport de coagulants pour échantillons turbides

Avec des turbidités respectives de 100 et 427 NTU, les échantillons Terr 2.2 et 3.3 nécessitent un traitement par coagulation afin d'aider à la clarification des solutions colloïdales (exemple photos fig. 15). Pour mémoire, on peut rappeler aussi que l'échantillon Terr 3.3 contient 17% de smectite, argile gonflante... Les coagulants testés – et le plus souvent utilisés dans les processus de clarification liés aux exploitations minières ou de



carrières - sont les polyamines et les polyDADMAC, à des dosages de 5 ou 10 mg/l de produit actif.

La méthodologie de sélection du produit à utiliser, comprenant la détermination d'une des deux familles de coagulant, de sa concentration finale dans la pulpe, de son poids moléculaire (soit la longueur de la chaîne moléculaire), a été détaillée par Carpentier (2011). Ce choix est réalisé pour chacun des échantillons nécessitant un traitement par coagulation, au travers d'une série d'essais comparatifs au jar test effectués préalablement au test de sédimentation en éprouvette graduée.

Dans le cas présent, Carpentier a déterminé le Polyamine FL3150 pour l'échantillon Terr 2.2, et le PolyDADMAC FL4820 pour l'échantillon Terr 3.3, comme étant les produits coagulants les mieux adaptés.

Les résultats du tableau 12 illustrent d'ailleurs le gain significatif de clarification, obtenu dans les deux cas par rapport aux tests effectués sur les pulpes « naturelles », avec une turbidité mesurée de 14 NTU au lieu de 100 pour Terr 2.2, et de 27 NTU au lieu de 427 pour Terr 3.3, soit de l'ordre de 90% d'abattement. On constate aussi que la Vs n'augmente pas (c'est même l'inverse pour Terr 3.3). En effet, les vitesses de sédimentation ne sont pas directement comparables : sans coagulant, on suit le déplacement de l’interface de sédimentation alors qu’il reste des colloïdes ultrafins en suspension (forte turbidité du surnageant). Avec le coagulant, on suit l’interface de sédimentation de la plupart de ces colloïdes microfloculés qui peuvent donc sédimenter plus lentement que les particules plus grossières sans coagulant.

Vs

(m/h) Entassement

(ml) Turbidité

NTU Vs

(m/h) Entassement

(ml) Turbidité

NTU Produits utilisés

En conditions naturelles Avec ajout de coagulant

Terr.2.2. 0,137 474 100 0,177 387 14,84 Polyamine FL3150

Terr.3.3. 0,112 341 427 0,028 385 26,8 PolyDADMAC FL4820

Tableau 11 – tests de sédimentation comparatifs pour les échantillons Terr 2.2 et Terr 3.3, avec ou sans ajout de coagulant.



Figure 15 – Illustration d'un test de sédimentation à trois moments distincts, respectivement dans l'ordre, aux temps : 0 - 57 minutes - 3h20.



5. Conclusion

Dans le cadre de la première partie du projet FINE, une collection d'échantillons de matériaux provenant d'exploitations aurifères alluvionnaires de Guyane (secteurs centre-est et centre-ouest) a été récoltée et caractérisée avant de subir divers tests de décantation, avec ou sans ajouts de floculant et/ou coagulant. Ces matériaux reflètent, autant au niveau de leur composition géochimique que minéralogique ou granulométrique, l'influence du contexte géologique – signatures chimiques et minéralogiques distinctes représentant les lithologies de la roche mère – et celle des processus d'altération – importance du couple Fe-Al et de leurs éléments associés, opposés à la silice (quartz). Un élément de caractérisation semble particulièrement significatif pour la problématique posée : la présence d'argiles gonflantes de type smectite dans quelques échantillons de la collection.

En effet, lorsqu’on compare les résultats des analyses à la décantation des boues, on relève que, lorsqu’un échantillon contient ce type d'argiles, la décantation est mauvaise même lorsqu'elle est assistée par floculant-coagulant. On peut estimer dès lors que l’occurrence d’argiles de type smectite dans les matériaux rend singulièrement difficile la décantation même assistée. Ces argiles de type tri-couches ont en effet des propriétés gonflantes en présence d’eau qui leur confèrent la faculté de former des solutions colloïdales particulièrement stables… Malheureusement, il est impossible de déterminer la présence de cette argile directement sur site dans les matériaux hétérogènes des exploitations minières. Ce qui interdit la possibilité d’anticiper les problèmes de décantation des effluents de traitement.

Pour améliorer la décantation, on peut travailler sur les concentrations en floculant dans la solution colloïdale et sur le ratio floculant/ argiles présentes dans l'eau. En faisant varier la quantité d'argile, on obtient avec un ajout de 5 mg/l de floculant, les meilleurs résultats pour les concentrations les moins élevées, ce qui est somme tout assez attendu, tandis que pour les ratios floc/argiles inférieurs à 1.10-4, il n'y a aucune décantation au bout de 4 heures. Si on fait varier la quantité de floculant pour une teneur fixée en argiles de 100 g/l dans la solution colloïdale, l'abattement reste nul en-dessous d'un ratio floc/argiles de 1.10-4 ; à 1.10-4 on passe par un maximum de 20% d'abattement de la turbidité. Au-delà, le taux d'abattement décline à nouveau, ce qui est probablement dû à une trop grande viscosité du mélange (liée aux trop fortes concentrations en floculant : avec 20 mg/l et plus encore avec 50 mg/l).

Ces résultats corroborent les résultats d’essais antérieurs : une floculation seule ne suffit pas pour avoir des taux d'abattement véritablement intéressants. Inversement, cela pourrait expliquer les échecs de certains tests effectués sur site à l'échelle pilote par CAEX, où du floculant mis en solution était injecté via une rampe en extrémité du sluice. Ces observations confirment que l'utilisation d'un floculant seul reste inadaptée, malgré des résultats parfois encourageants, et qu'une étape de coagulation est indispensable, si on veut garantir des taux de décantation significatifs.

Sur la collection d'échantillons, les tests de sédimentation montrent que la décantation naturelle est lente (de l'ordre de 0,1 à 0,3 m/h) ; par contre la turbidité diminue généralement de façon significative après une demi-heure, dans la partie de la solution



décantée, pour atteindre des valeurs acceptables dans une lagune minière (< 25 NTU) à quelques exceptions près. Les échantillons restant turbides naturellement nécessiteraient alors un traitement par coagulation. Un essai a été réalisé sur deux d'entre eux, dont l'échantillon contenant de la smectite ; en optimisant le choix du coagulant, sa concentration et son poids moléculaire, on observe une diminution très importante de la turbidité avec un taux d'abattement de plus de 90%.

En termes de préconisation pour la poursuite du projet et dans le souci de voir à terme se réaliser une adaptation d'une décantation assistée à l'échelle d'un site minier, on peut considérer que même si l'ajout de floculant et de coagulant constitue certainement la solution la plus efficace, cela ne constitue pas une option intéressante pour un process en vraie grandeur, car cela nécessiterait de la part de l'exploitant, une technicité relativement compliquée, et impliquerait en plus un surcoût financier non négligeable, ce qui semble inadéquat dans le cadre de la plupart des exploitations minières guyanaises actuelles. Il faut donc privilégier une voie n'impliquant qu'un seul ajout de produit.

Une mise en œuvre ne comportant que du floculant n'est pas à retenir pour plusieurs raisons. D'abord, elle n'offre que des rendements insuffisants et donc peu intéressants, et ensuite, le floculant se présentant sous forme solide, son utilisation nécessiterait des préparations et des manipulations relativement difficiles à mettre en place ; en outre, on atteint assez rapidement des concentrations générant de la viscosité dans les solutions, rendant le système inefficace.

Un process n'intégrant qu'un apport de coagulant peut par contre, constituer une solution plus adaptée, car cela permettrait de clarifier significativement les eaux à traiter ; les premiers tests effectués ont bien montré l'effet bénéfique du coagulant – à condition que son choix soit optimisé – sur l'abaissement très important de la turbidité, même si cela n'a pas d'impact sur l'augmentation de la vitesse de sédimentation. Mais ce contre-argument reste mineur dans la mesure où les dispositifs d'exploitation minière actuelle sont basés sur un lagunage impliquant de grandes surfaces, ce qui laisse la possibilité d'avoir une décantation plus lente.

Pour la poursuite du projet, il semble opportun de mettre en place de nouvelles séries d'essai de coagulation seule, en recherchant le type et les caractéristiques du produit optimal. D’autre part, afin de mieux appréhender les boues génératrices d’eaux turbides, il est recommandé d’échantillonner un éventail de matériaux prélevés directement en sortie de sluice ou dans la première lagune, en provenance de sites différents.



6. Remerciements

Le BRGM et l'équipe projet remercient tout particulièrement les exploitants miniers qui leur ont permis d'avoir accès à leurs sites pour du travail sur le terrain et, dans certains cas, de leur avoir apporté des échantillons de matériaux. Toute leur gratitude s'adresse aussi à la société SNF, et spécifiquement à leur expert venu en mission à Cayenne, pour leur collaboration fructueuse, leurs conseils et le partage de leur expérience.

Ces remerciements s'adressent également aux organismes co-financeurs, le Ministère de l'Enseignement Supérieur et de la Recherche, et les gestionnaires des fonds européens du FEDER en Guyane, pour leur soutien financier significatif au projet.



7. Bibliographie

Aguilar M.I., Sáez, J., Lloréns, M. Soler A., Ortuño J.F., Meseguer V., Fuentes A., 2005. Improvement of coagulation–flocculation process using anionic polyacrylamide as coagulant aid. Chemosphere, vol. 58, issue 1, 47-56.

Ayotunde E.O., Fagbenro O.A., Adebayo O.T., Amoo A.I. 2004. Toxicity of aqueous extracts of drumstick Moringa oleifera seeds to Nile tilapia Oreochromis niloticus, fingerlings and adults. In: Proceedings of 6th international symposium on tilapia.

Baudet G., Bizi M., Bourgeois F., Gaboriau H. 2003. Carr’Eau. Recyclage de l’eau et stabilisation des boues dans l’industrie minérale. Application aux carrières de granulats. Rapport final. BRGM/RP-52828-FR, 526 p., 276 fig., 102 tabl., 2 ann.

Bizi. M., Gaboriau. H., Laperche. V. 2Baudin005. Preliminary laboratory study on the impact of gold exploitations in French Guyana on water quality and remobilisation of mercury. In 9th International FZK/TNO - Conference on Soil-Water Systems - Bordeaux - France - Convention Center - 03-07/10/2005.

Carpentier F. 2011. Amélioration des techniques de décantation de boues d’exploitation aurifère en Guyane, en vue de préserver les milieux aquatiques. Mémoire de stage master II Environnement, Sols, Eaux ; Université de Rouen, 75p.

Chantrel E. & Saint Sauveur A. Techniques de clarification avec Moringa à différentes échelles. Propage. 10 pages.

Chokkalingam K., Mathan R., Satyanarayanan S.K., Srinivasan A.L. 2011. Toxicity of Moringa oleifera seed extract on some hematological and biochemical profiles in a freshwater fish, Cyprinus carpio. Experimental and Toxicologic Pathology. Available online.

Comité de Bassin de Guyane, 2009. Schéma Directeur d’Aménagement et de Gestion des Eaux – SDAGE de la Guyane 2010 – 2015. Texte et Programme de Mesures, 216 p + annexes + CD.

Diaz A., Rincon N., Escorihuela A., Fernandez N., Chacin E., Forster C.F. 1999. A preliminary evaluation of turbidity removal by natural coagulants indigenous to Venezuela. Process Biochemistry. Vol. 35. n° 3 – 4. 391 – 395.

Eber G., Miau D., 2007. Conception d’un système de flocculation adapté aux mines d’or alluvionnaire en milieu tropical. Rapport de stage. GEMH Impact. 39 pages.

Emmett R.C., 1986. Selection and sizing of sedimentation based-equipement. In Design and Installation of Concentration and Dewatering Circuits, chapter 9, Solid liquid separations, 11p

Gaboriau H. & Bizi M. 2003. Essais préliminaires de séparation solide – liquide sur une boue issue du traitement de graviers aurifères de Guyane. Rapport technique. BRGM. Projet POLUMET POLR01. 9 pages.

Gosselin R.E., Smith R.P., Hodge H.C., Braddock J.E. 1984. Clinical Toxicology of Commercial Products. 5th ed. Baltimore, MD : Williams & Wilkins Company, pages III-375 à III-376.



Guedron S. 2008. Impact de l’exploitation minière en Guyane française sur les flux de mercure vers les écosystèmes aquatiques. Thèse de doctorat, Univ. J. Fourier, Grenoble, 337 pages.

Haydar S. & Aziz. J.A. 2009. Coagulation–flocculation studies of tannery wastewater using combination of alum with cationic and anionic polymers. Journal of Hazardous Materials. Vol. 168. n°2 – 3. 1035 – 1040.

Hodge H.C. & Sterner J.H. 1943. Determination of substances acute toxicity by LD50.B50 Amer. Industrial Hyg. Assoc. Vol. 10, 93p.

Krishna Prasad R. 2009. Color removal from distillery spent wash through coagulation using Moringa oleifera seeds: Use of optimum response surface methodology. Journal of Hazardous Materials. Vol. 165. n°1 – 3. 804 – 811. Lamothe M., Eber G. 2008. Problématique du maintien de la qualité des eaux en aval d’une activité aurifère en milieu tropical, GEMH IMPACT, Rapport technique, Cayenne, 59p.

Lecomte P., Zeegers H., 1992. Exploration in Humid Tropical Terrains (Rain Forests). Chap. III.2 in "Soils, Laterite and Saprolite Geochemistry in Mineral Exploration of Tropically Weathered Terrains" (Ed. Butt C.R.M. and Zeegers H.), Vol. IV of the "Handbook of Exploration Geochemistry (Ed. Govett G.J.S.), Elsevier (Holland) ; Chap. III-2, p. 241-294.

Mandloi M., Chaudhari S., Folkard G.K. 2004. Evaluation of natural coagulants for direct filtration. Environmental technology. Vol. 25. n°4. 481 – 489.

Marchal-Marchant V. 2010. Floculation dans l’industrie extractive. Avant-projet. Mise au point d’une unité de décantation des eaux de process miniers en Guyane Française. Rapport de stage. BRGM. 133 pages

Matto Y. 2000. Texte de la 279e conférence de l'Université de tous les savoirs donnée le 5 octobre 2000. Coagulants et floculants.

Mhaisalkar V.A., Paramasivam R., Bhole A.G. 1986. An innovative technique for deterrmining velocity gradient in coagulation-flocculation process. Water Research. Vol. 20. n° 10. 1307 – 1314.

Ndabigengesere A., Narasiah K.S., Talbot B.G. 1995. Active agents and mechanism of coagulation of turbid waters using Moringa oleifera. Water Research Vol. 29. 703 – 10.

Okuda T. Baes A.U., Nishijima W., Okada M. 2001. Isolation and characterization of coagulant extracted from Moringa oleifera seed by salt solution. Water Research. Vol. 35. n° 2. 405 – 410.

Onesippe C. 2005. Etude des systèmes polyelectrolyte / tensioactif en phase aqueuse et a l’interface liquide / gaz. Thèse. 188 pages.

ONF, 2006. Bilan patrimonial de l’impact de l’activité aurifère en Guyane. Rapport et Cartes, ONF Cayenne.

Park S., Bae H., Kim C. 2008. Decision model for coagulant dosage using genetic programming and multivariate statistical analysis for coagulation/flocculation at water treatment process. Chemical engineering. Vol. 25. n°6. 1372 – 1376.

SNF Floerger. PolyDADMAC : Sécurité sanitaire en environnementale. 9 pages.



Soubourou C., Noël H., Fécamp C., Vergnaud F., Guézennec A.G., Groëninck D., Coursier C., Collonge D., Jourdain T., De Paul C., Défarge C. 2010. Impact environnemental des floculants de type polyacrylamide. Amélioration des procédés et mise en place de solutions alternatives.

Treguer R., Couvert A., Wolbert D., Suty H., Randon G. 2005. Etude de la coagulation floculation pour l’élimination des matières organiques dissoutes. Récents Progrès en Génie des Procédés, n°92. 8 pages. Vigouroux R., Guillemet L. & Cerdan P. – 2005. Etude de l'impact de l'orpaillage alluvionnaire sur la qualité des milieux aquatiques et la vie piscicole. Etude et mesure de la qualité physico-chimique des eaux de l’Approuage au niveau de la Montagne Tortue et son impact sur les populations de poissons et d’invertébrés aquatiques. 40p. Rap. Hydréco-DAF

Weng Ph., Aulong S., Dolbeau X., Guillet J., Orru J.F., Saget M. 2006. Mise en œuvre de la Directive Cadre Européenne sur l’Eau : District de la Guyane - Plan détaillé d’état des lieux. Rapport BRGM/RP-54630-FR., 143 p, 36 Fig., 38 tab

Yin C-Y. 2010. Emerging usage of plant-based coagulants for water and wastewater treatment. Process Biochemistry. Vol. 45. n°9. 1437 – 1444.



Annexe 1

Fiches de sites



La Crique Tortue

Le site de la Crique Tortue se trouve sur la commune de Régina. Cette AEX appartient à Fernandes Henrique Costa. Le permis d’exploiter a été obtenu en novembre 2009 pour une durée de 4 ans. Il est prévu de fermer en octobre 2013.

Echantillonnage

Deux points de prélèvement ont été effectués sur le site. Le premier, nommé ReCT1 a pour coordonnées GPS : X : 336 436 et Y : 464 350 et le second nommé ReCT2 à pour coordonnées GPS : X : 336 451 et Y : 464 372 dans le système de projection WGS84 UTM N22. C’est deux prélèvements se sont fait sur un barranque en ouverture.

Le premier prélèvement – ReCT1 – a été effectué sur du matériel venant d’être extrait

par la pelleteuse. Il est très boueux et présente des parties blanches qui peuvent être dû à la présence de mica. Cet échantillon ne semble pas avoir subi d’altération.

Deux échantillons homogènes (ReCT1α : 624g et ReCT1β : 810g) ont été envoyés en laboratoire pour analyses granulométrique, physico-chimique et minéralogique. Un sous échantillon ReCT1a contenant exclusivement du matériel blanc, a été envoyé pour simple analyses physico-chimique et minéralogique.



Zone de prélèvement de l’échantillon ReCT1

Le second prélèvement – ReCT2 – a été effectué sur du matériel encore en place. Ce matériel est très argileux et présente des parties avec des indurations. On peut voir en dessous du matériel blanc/bleuté réduit.

Deux échantillons homogènes (ReCT2α : 943g et ReCT2β : 665g) ont été envoyés en laboratoire pour analyses granulométrique, physico-chimique et minéralogique.



Crique Guadeloupe Ouest

Le site de la Crique Guadeloupe Ouest se situe sur la commune de Roura. Elle est traversée par une crique. Cette AEX (Autorisation d’Exploiter) appartient à société Atenor.

Echantillonnage

Le point de prélèvement se situe à la limite sud de l’AEX. Il a pour coordonnées GPS : X : 342 144 et Y : 494 797 dans le système de projection WGS84 UTM N22.

Ce site est laissé à l’abandon et sans réhabilitation puisque l’exploitant c’est rendu compte qu’à l’ouverture, l’eau ne décantée absolument pas. L’échantillon a été prélevé dans le canal de dérivation et est de couleur très blanche.

Deux échantillons homogènes (RoCGOα : 792g et RoCGOβ : 630g) ont été envoyés en laboratoire pour analyses granulométrique, physico-chimique et minéralogique.



Zone de prélèvement de l’échantillon RoCGO



La Crique Guadeloupe Est

Le site de la Crique Guadeloupe Est se trouve sur la commune de Roura, il est attenant au site Guadeloupe Ouest. Cette AEX appartient également à société Atenor. Ce site n’est pas très ancien puisque l’autorisation d’exploiter date du début de l’année.

Echantillonnage

Le point de prélèvement se situe à la limite sud-est de l’AEX. Il a pour coordonnées GPS : X : 343 930 et Y : 495 056 dans le système de projection WGS84 UTM N22.

Le prélèvement s’est fait sur du matériel déplacé prêt à être lavé situé dans le lit même de la crique qui a donc été détournée. Cependant cette crique n’apparaît pas sur la figure 5. Le faciès est homogène, peu altéré et ne présente pas beaucoup d’oxydation.

Deux échantillons homogènes (RoCG1α : 574g et RoCG1β : 603g) ont été envoyés en laboratoire pour analyses granulométrique, physico-chimique et minéralogique.

Zone de prélèvement de l’échantillon RoCG1



La Crique Boulanger – Aval Léonce

Le site de la Crique Boulanger se situe sur la commune de Roura. Elle est traversée par la national 2. Cette concession appartient à la Compagnie Minière Boulanger. Le point de prélèvement se situe à l’est de la route non loin de la crique Boulanger.

Echantillonnage

L’échantillonnage c’est fait sur une zone qui a pour coordonnées GPS : X : 346 225 et Y : 506 133 dans le système de projection WGS84 UTM N22.

Deux échantillons ont été prélevés puisque le matériel déplacé par la pelleteuse et prêts à être traité présentait des différences, visuelles notamment.

Le premier échantillon, nommé RoAl1, a une couleur plutôt sombre, présentant beaucoup de graviers.



Zone de prélèvement de l’échantillon RoAl1

Un échantillon homogène de 804g a été envoyé en laboratoire pour analyses granulométrique, physico-chimique et minéralogique.

Le deuxième échantillon, nommé RoAl2, présente une texture graphiteuse et est de couleur gris.

Zone de prélèvement de l’échantillon RoAl2



Un échantillon homogène de 761g a été envoyé en laboratoire pour analyses granulométrique, physico-chimique et minéralogique.

Un sous échantillon de 190g contenant exclusivement du matériel blanc très doux, nommé RoAL2a, a été envoyé pour simple analyses physico-chimique et minéralogique.

L’eau du barranque en exploitation décante naturellement, des flocs sont visibles à l’œil nu. La turbidité mesurée est de 17,28 NTU. On peut même voir que l’eau est claire au niveau du cône de rejet.

Barranque en exploitation



La Concession de Saint-Elie

Le site minier de Saint-Elie, découvert dès 1873, a très tôt fait l’objet d’une exploitation industrielle qui s’est rapidement intéressée au gisement primaire et a perduré quasiment sans interruption jusqu’en 1956, pour être reprise à la fin du XXème siècle.

Société des Mines de Saint-Elie (S.M.S.E) est une filiale de la Compagne Minière Espérance (C.M.E.). Elle est implantée sur la commune de Saint-Elie, le village se situant à l’extrémité Sud-est de la concession. La surface totale de la concession est de 99 km² (soit 11 km dans la direction Nord-Sud x 9 km dans la direction Est-Ouest).

Sur cette concession, six emplacements à potentiel aurifère ont été mis en évidence lors des travaux de prospection réalisés entre 1995 et 1997. Le point d’échantillonnage a été fait sur le secteur Michel.

L’activité sur le site comporte deux composantes principales : une composante liée à l’extraction des minerais et une autre liée au traitement des minerais.

Géologie

La concession de Saint-Elie montre une grande diversité de faciès car elle se situe à la frontière de plusieurs domaines.

La grande majorité des roches appartiennent à l’ensemble inférieur volcano-sédimentaire (ou Paramaca inférieur = Ensemble Détritique Inférieur) de la Ceinture Nord Guyanaise (CNG, ceinture dite « de roches vertes »). Il s’agit essentiellement de méta-volcanites (laves, pyroclastites ou volcano-sédimentaires) de composition basique à intermédiaire, chloritisées et amphibolitisées (métamorphisme régional de type « faciès amphibolite »).

Au contact de ces unités, des intrusions granitiques se sont développées. Deux familles distinctes ont été mises en évidence : à l’ouest de la concession, un important massif appartenant aux Granites Guyanais ; au sein même des méta-volcanites des intrusions plus modestes connues sous le nom de Granites Caraïbes et vraisemblablement à l’origine des minéralisations de certains secteurs (Devis, Pactole, Sable).

Enfin, au nord de la concession, les formations (méta-)sédimentaires de l’Orapu (= Ensemble Détritique Supérieur ; conglomérats , grès et schistes) viennent en discordance sur les unités précédentes. Cette unité est située dans des bassins détritiques développés en pull-apart le long de failles décrochantes E-W senestres.

Les fonds des vallées sont remplis d’alluvions subactuelles sablo-argileuses grossières. Elles sont constituées en grande partie de quartz dont la granulométrie s’étend du silt au bloc. La répartition des sables est irrégulière. Ils sont parfois recouverts de colluvions latéritiques, phénomène accentué au pied des collines.

D’un point de vue structural, la zone de Saint-Elie est affectée par un ensemble régional de structures NW-SE. Ces dernières (failles cassantes et/ou cisaillements de type shear-zone) semblent contrôler le réseau intense de filons de quarte et l’altération hydrothermale associés aux minéralisations aurifères identifiées. D’autre part, ces structures majeures sont localement en relation avec des structures N-S (Saint-Auguste). Enfin, une dernière direction NE-SW correspondrait à une étape de fracturation tardive.



Les minéralisations sont en relation étroite avec le développement des veines de quartz et de la pyrite dans des couloirs d’altération hydrothermale. Cette altération montre aussi, dans les zones de cisaillement, une association presque systématique de schistes à biotite développés de part et d’autre des zones minéralisées

Plus particulièrement, sur le secteur Michel l’or se localise dans les filons de quartz. Il est libre, soit dans le quartz des filons gris-blanc cataclasés (type V2 et V3) des lentilles silicifiées, soit associé aux minéraux métalliques (pyrite, pyrrhotite, tellurures, chalcopyrite, galène) aux épontes et dans ces mêmes filons. Il ne semble pas présent dans la pyrite disséminée dans l’enveloppe générale d’altération hydrothermale. Il se présente, dans les filons, en général en grains infra-millimétriques, très rarement pluri-millimétriques. La teneur en or est estimée aux alentours de 3.25-3.44 g/t.

Echantillonnage

L’échantillon qui nous a été envoyé a pour coordonnées GPS : X : 246 082 et Y : 534 271 dans le système de projection WGS84 UTM N22 (figure 4)

L’échantillon a été prélevé dans une zone minéralisée qui est composé de quartz porteur de cette minéralisation et des argiles environnantes. L’échantillon n’est quand à lui constitué que d’argiles blanches issues de l’altération de roches volcaniques, associées aux filons minéralisé. Géologiquement, il s’agit de métovolcanites blanches fortement séricitisées, poudreuse, à pyrite automorphe disséminée et anneaux de Liesegang.

La décantation sur le site est plutôt mauvaise.

Zone de prélèvement de l’échantillon SeCSE



Zone de rejet de l’usine dans le parc à résidus

Un échantillon homogène de 668g nommé SeCSE a été envoyé en laboratoire pour analyses granulométrique, physico-chimique et minéralogique.



La Crique Sud Guadeloupe

Le site de la Crique Sud Guadeloupe se trouve sur la commune de Roura. Cette AEX appartient à la société CODEXMA. Le permis d’exploiter a été obtenu en décembre 2007 pour une durée de 4 ans. Il est prévu de fermer en décembre 2011.

Echantillonnage

L’échantillonnage s’est déroulé en 2010 dans la zone de la Crique Sud Guadeloupe mais aucun point GPS n’a étaient pris.



Crique Aïmara

Le site de la Crique Aïmara se trouve sur la commune de Saint-Elie. Cette AEX appartient à Yusuf Bacchus Azad. Le permis d’exploiter a été obtenu en novembre 2007 pour une durée de 4 ans. Il est prévu de fermer en novembre 2011.

Echantillonnage

Deux points de prélèvement ont été effectués sur le site, nommés SeCA1 et SeCA2. Etant donné que ces deux points se trouvaient très proche, un seul GPS a été noté : X : 255 240 et Y : 553 326. C’est deux prélèvements se sont fait sur un barranque en ouverture.



Zone de prélèvement des échantillons SeCA1 (matériel gris) et SeCA2 (matériel brun)



Annexe 2

Fiches d'échantillons



FICHE ECHANTILLON

Date d’observation : 20/05/2011 Numéro(s) photo(s) : IMG_7913 - IMG_7817

IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : ReCT1

Commune : Régina

Lieu : Crique Tortue

Nom du titulaire du titre : Fernandes Henrique Costa

Numéro du titre : 12/2009

Coordonnées GPS WGS84 : X : 336 436 Y : 464 350 Précision : ………m

Altitude : ………………m Précision : ………m

Accessibilité : • Route • Piste □ Pirogue □ Avion □ Hélicoptère

Nombre de km : 93 41 ……… ……… ……… Total :

Temps (min) : 75 80 ……… ……… ……… Total :

DESCRIPTION

Environnement général :

Très grande AEX de plusieurs centaines de mètre de long.

Pas de crique, on est sur une terrasse, la décantation semble plutôt bonne

Lieu d’échantillonnage :

• Barranque en activité □ Crique □ Canal de dérivation

□ Barranque en décantation □ Autre

Environnement de l’échantillon :

Prélèvement au milieu d’un barranque en ouverture

Prélèvement sur du matériel venant tout juste d’être extrait par la pelleteuse

Descriptif de l’échantillon (couleur, aspect, texture…) :

L’échantillon est très boueux

Autres informations :

Le barranque précédent à une turbidité de 73,2 NTU

134 km 155 mins 2h35



FICHE ECHANTILLON


IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : ReCT2

Commune : Régina

Lieu : Crique Tortue

Nom du titulaire du titre : Fernandes Henrique Costa





Nombre de km : 93 41 ……… ……… ……… Total :

Temps (min) : 75 80 ……… ……… ……… Total :

DESCRIPTION


Très grande AEX de plusieurs centaines de mètre de long.

Pas de crique, on est sur une terrasse, la décantation semble plutôt bonne


• Barranque en activité □ Crique □ Canal de dérivation



Prélèvement au milieu d’un barranque en ouverture

Prélèvement sur du matériel encore en place


L’échantillon est très argileux. Il y a des parties avec des indurations

En dessous : blanc, bleuté réduit

Autres informations : Le barranque précédent à une turbidité de 73,2 NTU

134 km 155 mins 2h35



FICHE ECHANTILLON


IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : RoCGO

Commune : Roura

Lieu : Crique Guadeloupe Ouest

Nom du titulaire du titre : SARL ATENOR


Coordonnées GPS WGS84 : X : 342 144 Y : 494 797 Précision : 3 m



Nombre de km : …………… …………… …………… …………… ……………

Temps (min) : …………… …………… …………… …………… ……………

DESCRIPTION


Lieu à moitié à l’abandon, sans réhabilitation


□ Barranque en activité □ Crique • Canal de dérivation



Prélèvement dans le cana de dérivation. Canal mal construit, qui ne joue pu son rôle…


L’échantillon est très blanc


Le barranque présente une couleur blanche



FICHE ECHANTILLON

Date d’observation : 30/05/2011 Numéro(s) photo(s) : IMG_7936- IMG_7938

IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : RoAl1

Commune : Roura

Lieu : Aval Leonce – Concession 6

Nom du titulaire du titre : Compagnie Minières Boulanger



Altitude : 21 m Précision : ………m


Nombre de km : …………… …………… …………… …………… ……………

Temps (min) : …………… …………… …………… …………… ……………

DESCRIPTION


Grande concession, avec beaucoup de barranques Lieu d’échantillonnage :

□ Barranque en activité □ Crique □ Canal de dérivation

□ Barranque en décantation • Autre


Echantillon prélevé sur du matériel qui va passer sur la table dans les minutes à venir


Beaucoup de gravier, couleur sombre


Mesure turbidité du bassin en exploitation : 17,28 NTU.

L’eau décante naturellement, flocons visibles. L’eau est même claire au niveau du cône de

lavage



FICHE ECHANTILLON


IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : RoAl2

Commune : Roura

Lieu : Aval Leonce – Concession 6

Nom du titulaire du titre : Compagnie Minières Boulanger



Altitude : 21 m Précision : ………m


Nombre de km : …………… …………… …………… …………… ……………

Temps (min) : …………… …………… …………… …………… ……………

DESCRIPTION


Grande concession, avec beaucoup de barranques Lieu d’échantillonnage :




Echantillon prélevé sur du matériel qui va passer sur la table dans les minutes à venir


Couleur grise, texture graphiteuse




lavage



FICHE ECHANTILLON


IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : RoCG1

Commune : Roura

Lieu : Crique Guadeloupe (Est)

Nom du titulaire du titre : SARL ATENOR



Altitude : ………m Précision : ………m


Nombre de km : …………… …………… …………… …………… ……………

Temps (min) : …………… …………… …………… …………… ……………

DESCRIPTION


AEX récente Lieu d’échantillonnage :




Matériel déplacé prêt à être lavé


Profil alluvionnaire, faciès homogène. Pas trop de faciès altéré ni d’oxydation.

Présente de limonite, goethite




lavage



FICHE ECHANTILLON

Date d’observation : 29/05/2011 Numéro(s) photo(s) : minerai1-DM_VO [1600x1200] - minerai4-DM_VO [1600x1200]

IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : SeCDM

Commune : Saint-Elie

Lieu : Concession Dieu Merci

Nom du titulaire du titre : Texmine Auplata




Accessibilité : • Route • Piste • Pirogue □ Avion □ Hélicoptère

Nombre de km : …………… …………… …………… …………… ……………

Temps (min) : …………… …………… …………… …………… ……………

DESCRIPTION






Echantillon composite censé représenter le minerai passant à l’usine


Matériaux rouge en surface

Plutôt argileux + cailloux de quartz


Le minerais étant en subsurface, la décantation est moyenne (hydroxyde et argiles)



FICHE ECHANTILLON


IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : RoGa1

Commune : ROURA

Lieu : GALLION

Nom du titulaire du titre : FRANCILLONE

Numéro du titre : ………/………


Altitude : 42 m Précision : 4 m


Nombre de km : 33 1 …………… …………… ……………

Temps (min) : 35 4 …………… …………… ……………

DESCRIPTION


Carrière de sale latérite, sable rouge latéritique

Bassin de décantation extrêmement rouge

Grosse pluie les jours précédents





Prélèvement au milieu de la carrière > matériel qu’il exploite directement


Sable rouge, quartz saccaride lessivé en surface (couleur blanche)


693 NTU sur un des barranques



FICHE ECHANTILLON

Date d’observation : 08/06/2011 Numéro(s) photo(s) : voir pdf

IDENTIFICATION

Numéro d’identification de l’échantillon : SeCSE

Commune : Saint-Elie

Lieu : Concession de Saint-Elie

Nom du titulaire du titre : Société des mines de Saint-Elie (SMSE)

Numéro du titre :



Accessibilité : • Route • Piste • Pirogue □ Avion □ Hélicoptère

Nombre de km : …………… …………… …………… …………… ……………

Temps (min) : …………… …………… …………… …………… ……………

DESCRIPTION






Zone minéralisée (minerai) composée de quartz porteur de la minéralisation, et des argiles

environnantes. L’échantillon n’est constitué que d’argiles.


Métavolcanites blanches fortement séricitisées, poudreuses, à pyrites automorphe disséminée

et anneaux de Liesegang.


Argiles blanches issues de l’altération de roches volcaniques, associées aux filons minéralisés.

Zone de rejet rouge : Sable + argiles



Annexe 3

Résultats des analyses chimiques

- Tableau récapitulatif des résultats des analyses ICP

- Rapport d’essais 11-1-092-A : résultats des analyses par diffractométrie des rayons X



Tableau récapitulatif des résultats obtenus pour analyses ICP 17 éléments + perte au feu à 900°C

SAMPLE ID

Al % Ba

ppm Ca %

Cr ppm

Cu ppm

Fe % K % Mg % Mn

ppm Na % P % Pb ppm Si %

Sr ppm

Ti % V ppm Zn ppm PAF %

Quant. Lim.

0,010 10 0,001 2 2 0,010 0,010 0,010 2 0,010 0,010 2 0,010 2 2,000 5 2 (900 °C)

Re CT1α 0,945 87 0,007 1659 48 6,521 0,242 0,026 152 0,119 0,188 14 37,706 6 0,306 192 46 11,392

Re CT1β 0,987 83 0,004 1216 46 6,223 0,288 0,019 75 0,089 0,167 22 37,616 2 0,369 186 50 11,862

Re CT1a 1,402 75 0,012 1261 29 3,910 1,516 0,319 78 0,177 0,104 9 36,655 15 0,318 130 89 14,312

Re CT2α 1,328 85 0,004 822 49 9,746 0,344 0,017 111 0,077 0,052 21 35,678 <2 0,707 227 104 11,631

Re CT2β 1,231 88 0,007 949 48 9,169 0,365 0,025 55 0,069 0,055 19 37,046 <2 0,775 227 110 9,252

Ro CGOα 6,248 79 0,003 995 108 2,268 0,217 0,018 30 0,068 0,232 35 40,429 14 0,384 34 39 4,711

Ro CGOβ 7,805 69 0,005 898 113 2,155 0,139 0,023 31 0,069 0,226 18 39,906 18 0,397 32 36 5,350

Ro Al1 4,710 39 0,002 1386 71 16,701 0,184 0,017 31 0,131 0,186 17 31,142 <2 0,529 572 78 10,900

Ro Al2 3,115 68 0,005 1340 44 9,058 0,499 0,027 21 0,231 0,085 14 34,787 2 0,493 359 94 12,229

Ro Al2a 3,007 93 0,001 1155 33 5,601 0,724 0,017 18 0,277 0,047 19 36,707 3 0,482 312 108 11,581

Ro Al3a 7,738 70 0,003 682 9 1,181 1,898 0,017 8 0,508 0,023 21 41,583 7 0,232 213 170 0,750

Ro CG1α 4,325 42 0,005 502 85 12,174 0,128 0,021 79 0,118 0,084 10 33,701 <2 0,689 350 72 10,592

Ro CG1β 3,924 38 0,002 637 84 10,829 0,108 0,017 79 0,108 0,088 11 37,030 <2 0,626 312 74 5,700

Se CDM 7,559 60 0,006 766 49 6,399 0,167 0,017 50 0,079 0,023 <2 36,033 <2 0,211 33 305 9,052

Se CDMa 7,800 151 0,003 183 48 5,275 0,287 0,017 52 0,081 0,023 26 34,653 <2 0,264 23 347 12,790

Ro Ga1 0,947 106 0,008 518 20 4,091 0,158 0,017 217 0,133 0,028 16 40,067 6 0,131 62 19 9,688

Se CSE 1,822 628 0,004 293 29 3,123 1,451 0,023 286 0,056 0,023 25 40,556 <2 0,239 13 229 7,302

CONTRÔLE

Répliques

Re CT1α 0,954 90 0,006 1675 46 6,486 0,252 0,031 160 0,128 0,193 13 37,699 6 0,311 193 46 11,584

Ro Al1 4,237 38 0,002 1395 69 16,774 0,186 0,017 29 0,135 0,186 17 31,325 <2 0,532 574 77 10,884

Ro CG0α 6,297 76 0,001 995 108 2,172 0,216 0,017 29 0,064 0,230 35 40,457 12 0,384 33 39 4,724

Ech. Réf. SS2

Certifié 4,485 650 11,874 58 198 2,907 0,181 1,422 577 1,254 0,081 148 ND 382 0,289 59 509 ND

Trouvé 4,492 637 11,765 55 204 2,884 0,192 1,387 555 1,312 0,092 152 22,589 404 0,301 55 514 17,52



Annexe 4

Résultats des analyses granulométriques



Annexe 5

Résultats de la comparaison de la décantation de 3 matériaux



Nom échantillon

temps [min]

turbidité [NTU]

Taux d'abattement de la

turbidité [%] par rapport à la

turbidité initiale

pH

Notée 1F

FINE 27-08/1-F-01 10 1000 / 5,7

FINE 27-08/1-F-02 30 1000 / /

FINE 27-08/1-F-03 90 1000 / /

FINE 27-08/1-F-04 150 1000 / /

FINE 27-08/1-F-05 240 1000 / /

FINE 27-08/1-F-06 360 1000 / /

FINE 28-08/1-F-07 1600 1000 / 6,24

FINE 30-08/1-F-08 4300 926 7,4 6,38

FINE 02-09/1-F-09 8600 837 16,3 6,75

FINE 07-09/1-F-10 17800 872 12,8 6,13

Notée 1C

FINE 30-08/1-C-01 10 807 0 5,45

FINE 30-08/1-C-02 50 784 2,85 /

FINE 30-08/1-C-03 90 785 2,73 /

FINE 30-08/1-C-04 150 780 3,35 /

FINE 30-08/1-C-05 240 746 7,56 /

FINE 30-08/1-C-06 370 749 7,19 /

FINE 31-08/1-C-07 1600 602 25,40 6,66

FINE 02-09/1-C-08 4300 386 52,17 6,68

FINE 07-09/1-C-09 12900 143 82,28 6,31

FINE 09-09/1-C-10 16200 95,8 88,13 6,76

Notée 2N

FINE 27-08/2-N-01 10 281 0,00 6,05

FINE 27-08/2-N-02 30 442 -57,30 /

FINE 27-08/2-N-03 90 584 -107,83 /

FINE 27-08/2-N-04 150 801 -185,05 /

FINE 27-08/2-N-05 240 969 -244,84 /

FINE 27-08/2-N-06 360 1000 / /

FINE 28-08/2-N-07 1600 829 -195,02 6,21

FINE 30-08/2-N-08 4300 806 -186,83 6,29

FINE 02-09/2-N-09 8600 689 -145,20 6,82

FINE 07-09/2-N-10 17800 543 -93,24 6,17

Notée 2F

FINE 27-08/2-F-01 10 834 0,00 5,9

FINE 27-08/2-F-02 30 847 -1,56 /

FINE 27-08/2-F-03 90 835 -0,12 /

FINE 27-08/2-F-04 150 832 0,24 /

FINE 27-08/2-F-05 240 824 1,20 /

FINE 27-08/2-F-06 360 819 1,80 /

FINE 28-08/2-F-07 1600 746 10,55 6,41

FINE 30-08/2-F-08 4300 643 22,90 6,39

FINE 02-09/2-F-09 8600 508 39,09 6,87

FINE 07-09/2-F-10 17800 350 58,03 6,18



Notée 2C

FINE 30-08/2-C-01 10 850 0,00 5,75

FINE 30-08/2-C-02 50 847 0,35 /

FINE 30-08/2-C-03 90 820 3,53 /

FINE 30-08/2-C-04 150 812 4,47 /

FINE 30-08/2-C-05 240 779 8,35 /

FINE 30-08/2-C-06 370 778 8,47 /

FINE 31-08/2-C-07 1600 613 27,88 6,52

FINE 02-09/2-C-08 4300 437 48,59 6,66

FINE 07-09/2-C-09 12900 237 72,12 6,6

FINE 09-09/2-C-10 16200 201 76,35 6,63

Notée 2Fbis

FINE 30-08/2-Fbis-01 10 715 0,00 6,16

FINE 30-08/2-Fbis-02 50 661 7,55 /

FINE 30-08/2-Fbis-03 90 652 8,81 /

FINE 30-08/2-Fbis-04 150 669 6,43 /

FINE 30-08/2-Fbis-05 240 668 6,57 /

FINE 30-08/2-Fbis-06 370 646 9,65 /

FINE 31-08/2-Fbis-07 1600 582 18,60 6,36

FINE 02-09/2-Fbis-08 4300 327 54,27 6,69

FINE 07-09/2-Fbis-09 12900 370 48,25 6,75

FINE 09-09/2-Fbis-10 16200 288 59,72 6,34

Notée 3N

FINE 27-08/3-N-01 10 1000 / 6,15

FINE 27-08/3-N-02 30 1000 / /

FINE 27-08/3-N-3 90 1000 / /

FINE 27-08/3-N-4 150 1000 / /

FINE 27-08/3-N-5 240 1000 / /

FINE 27-08/3-N-6 360 1000 / /

FINE 28-08/3-N-7 1600 760 / 6,53

FINE 30-08/3-N-8 4300 900 / 6,5

FINE 02-09/3-N-9 8600 903 / 7,03

FINE 07-09/3-N-10 17800 903 / 6,57

Notée 3F

FINE 27-08/3-F-01 10 511 / 6,1

FINE 27-08/3-F-02 30 526 /

FINE 27-08/3-F-3 90 598 /

FINE 27-08/3-F-4 150 639 /

FINE 27-08/3-F-5 240 622 /

FINE 27-08/3-F-6 360 648 /

FINE 28-08/3-F-7 1600 842 / 6,53

FINE 30-08/3-F-8 4300 916 / 6,47

FINE 02-09/3-F-9 8600 925 / 7,08

FINE 07-09/3-F-10 17800 896 / 6,65



Notée 3C

FINE 30-08/3-C-01 10 744 0,00 5,84

FINE 30-08/3-C-02 50 745 -0,13

FINE 30-08/3-C-03 90 734 1,34

FINE 30-08/3-C-04 150 733 1,48

FINE 30-08/3-C-05 240 741 0,40

FINE 30-08/3-C-06 370 740 0,54

FINE 31-08/3-C-07 1600 662 11,02 6,27

FINE 02-08/3-C-08 4300 542 27,15 6,34

FINE 07-09/3-C-09 12900 350 52,96 6,25

FINE 09-09/3-C-10 16200 288 61,29 6,34



Annexe 6

Résultats de l'optimisation

des rapports solide – eau – floculant



Nom échantillon temps [min] turbidité [NTU] baisse turbidité

% pH

Phase 1 : concentration floculant fixe (5 mg/l, par rapport à la solution mélangée), concentration en matériau argileux

5g/l

FINE 15-09/a5-01 10 387 0,00 9,74

FINE 15-09/a5-02 30 394 -1,81 9,18

FINE 15-09/a5-03 90 310 19,90 9,15

FINE 15-09/a5-04 150 283 26,87 9,3

FINE 15-09/a5-05 240 246 36,43 9,3

10 g/l

FINE 15-09/a10-01 10 537 0,00 9,42

FINE 15-09/a10-02 30 541 -0,74 9,01

FINE 15-09/a10-03 90 420 21,79 9,17

FINE 15-09/a10-04 150 367 31,66 9,47

FINE 15-09/a10-05 240 327 39,11 9,13

25 g/l

FINE 15-09/a25-01 10 625 0,00 9,31

FINE 15-09/a25-02 30 603 3,52 8,94

FINE 15-09/a25-03 90 536 14,24 9,27

FINE 15-09/a25-04 150 462 26,08 9,42

FINE 15-09/a25-05 240 426 31,84 8,99

50 g/l

FINE 15-09/a50-01 10 381 0,00 9,14

FINE 15-09/a50-02 30 401 -5,25 8,90

FINE 15-09/a50-03 90 349 8,40 9,41

FINE 15-09/a50-04 150 304 20,21 9,60

FINE 15-09/a50-05 240 290 23,88 9,06

100 g/l

FINE 27-08/2-F-01 10 834 0,00 5,9

FINE 27-08/2-F-02 30 847 -1,56 /

FINE 27-08/2-F-03 90 835 -0,12 /

FINE 27-08/2-F-04 150 832 0,24 /

FINE 27-08/2-F-05 240 824 1,20 /

200 g/l

FINE 15-09/a200-01 10 614 0,00 9,09

FINE 15-09/a200-02 50 604 1,63 8,88

FINE 15-09/a200-03 90 604 1,63 9,35

FINE 15-09/a200-04 150 599 2,44 9,29

FINE 15-09/a200-05 240 603 1,79 8,81



Phase 2 : concentration argile fixe (100 g/l, par rapport à la solution mélangée), concentration en floculant variable

1 mg/l

FINE 15-09/f1-01 10 627 0,00 8,47

FINE 15-09/f1-02 30 636 -1,44 8,19

FINE 15-09/f1-03 90 637 -1,59 7,96

FINE 15-09/f1-04 150 631 -0,64 7,73

FINE 15-09/f1-05 240 637 -1,59 8,6

2,5 mg/l

FINE 15-09/f2.5-01 10 477 0,00 8,68

FINE 15-09/f2.5-02 30 470 1,47 8,51

FINE 15-09/f2.5-03 90 467 2,10 8,56

FINE 15-09/f2.5-04 150 462 3,14 8,51

FINE 15-09/f2.5-05 240 471 1,26 8,70

5 mg/l

FINE 27-08/2-F-01 10 834 0,00 6,61

FINE 27-08/2-F-02 30 847 -1,56 6,86

FINE 27-08/2-F-03 90 835 -0,12 6,83

FINE 27-08/2-F-04 150 832 0,24 6,73

FINE 27-08/2-F-05 240 824 1,20 6,72

10 mg/l

FINE 15-09/f10-01 10 703 0,00 8,71

FINE 15-09/f10-02 30 656 6,69 8,48

FINE 15-09/f10-03 90 608 13,51 8,34

FINE 15-09/f10-04 150 581 17,35 8,56

FINE 15-09/f10-05 240 552 21,48 8,57

20 mg/l

FINE 15-09/f20-01 10 786 0,00 8,53

FINE 15-09/f20-02 30 736 6,36 8,55

FINE 15-09/f20-03 90 695 11,58 8,08

FINE 15-09/f20-04 150 679 13,61 8,96

FINE 15-09/f20-05 240 658 16,28 8,10

50 mg/l

FINE 15-09/f50-01 10 932 0,00 8,16

FINE 15-09/f50-02 50 990 -6,22 8,17

FINE 15-09/f50-03 90 948 -1,72 7,82

FINE 15-09/f50-04 150 917 1,61 8,18

FINE 15-09/f50-05 240 910 2,36 8,46

Centre scientifique et technique

3, avenue Claude-Guillemin BP 36009

45060 – Orléans Cedex 2 – France

Tél. : 02 38 64 34 34 - www.brgm.fr

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Domaine de Suzini Route de Montabo – BP 552 93333 Cayenne Cedex Tél : 05 94 30 06 24

amélioration des techniques de décantation de boues d'exploitation

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