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Mise en valeur des résidus du concentrateur
de la mine Niobec par la flottation de l'apatite
Mémoire
Adèle Dramou
Maîtrise en génie des matériaux et de la métallurgie
Maître ès sciences (M.Sc.)
Québec, Canada
© Adèle Dramou, 2016
Mise en valeur des résidus du concentrateur
de la mine Niobec par la flottation de l'apatite
Mémoire
Adèle Dramou
Sous la direction :
Claude Bazin, directeur de recherche
iii
Résumé
L'usine Niobec traite un minerai de pyrochlore porteur de niobium pour produire le ferro-
niobium utilisé pour la fabrication d’acier. L’usine récupère environ 60% des minéraux de
niobium. Les rejets contiennent du niobium et d’autres espèces minérales potentiellement
valorisables. Les travaux présentés dans ce mémoire visent à identifier les espèces pouvant
être valorisées dans les rejets de Niobec dont les plus prometteurs sont les éléments de
terres rares, les minéraux de niobium et l’apatite. Dans le but de concentrer l’apatite des
rejets de l’usine, une analyse chimique des rejets a permis de cibler comme flux d’intérêt
les particules de dimension supérieure à 0,038mm dans le concentré de carbonates et les
rejets du circuit de flottation du pyrochlore.
La méthode utilisée pour valoriser les phosphates est la flottation. Les meilleurs résultats
ont été obtenus par flottation directe des minéraux de phosphate du concentré de carbonates
dans les rejets de Niobec. Le collecteur utilisé est un acide gras de type AERO 6493 avec
un mélange d’amidon de tapioca et de NaOH utilisé comme déprimant pour les carbonates.
Ces conditions ont permis de produire un concentré d’apatite titrant entre 30 à 32 % P2O5
avec un rendement de 50 à 60% du P2O5 contenue dans le concentré de carbonates. La
teneur en MgO dans le concentré d’apatite est comprise entre 3 et 4% comparativement à
15% dans l’alimentation. Puisque le MgO est principalement associé à la dolomie ces
résultats confirment une bonne dépression de ce minéral lors de la flottation de l’apatite du
concentré de carbonates. La flottation de l’apatite à partir des rejets du pyrochlore n’a pas
permis d’obtenir un concentré de valeur commerciale. Le meilleur résultat obtenu lors des
essais de flottation sur les rejets pyrochlore correspond à une teneur de 14%avec un
rendement de 53% P2O5. Les résultats obtenus montrent toutefois le potentiel associé à la
récupération des minéraux de phosphates et justifient la poursuite des travaux, cette fois,
moins exploratoires que les travaux rapportés dans ce mémoire.
iv
Table des matières
Résumé .............................................................................................................................................................. iii
Table des matières ........................................................................................................................................... iv
Liste des tableaux ............................................................................................................................................ vi
Liste des figures .............................................................................................................................................. vii
Remerciement ................................................................................................................................................ viii
Chapitre 1 ......................................................................................................................................................... 1
Introduction ...................................................................................................................................................... 1
1 . 1 Mine Niobec de St-Honoré de Chicoutimi ............................................................................. 2
1 . 2 Objectifs de l'étude .................................................................................................................... 3
1 . 3 Travaux antérieurs ..................................................................................................................... 3
1 . 4 Méthodologie de recherche ...................................................................................................... 3
1 . 5 Division du mémoire ................................................................................................................. 4
Chapitre 2 ......................................................................................................................................................... 5
Concentrateur de la mine Niobec .................................................................................................................. 5
2 . 1 Description du minerai .............................................................................................................. 5
2 . 2 Traitement du minerai ............................................................................................................... 5
2.3 Conclusion .................................................................................................................................. 8
Chapitre 3 ......................................................................................................................................................... 9
Caractéristiques des résidus du concentrateur de la mine Niobec et évaluation des produits
valorisables................................................................................................................................................... 9
3 . 1 Débit et composition chimique des flux envoyés au parc à résidus ................................... 9
3 . 2 Caractéristiques granulo-chimiques du minerai des flux de résidus ................................ 10
3.2.1 Méthode expérimentale . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 10
3.2.2 Réconcil iat ion des analyses chimiques . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 11
3.2.3 Caractérist iques granulo -chimiques des flux de rejets . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 14
3 . 3 Identification des espèces valorisables dans les rejets du concentrateur ......................... 16
3.3.1 Minéraux porteurs de phosphate . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 17
3.3.2 Minéraux porteurs de niobium .. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 17
3.3.3 Minéraux porteurs des éléments de terres rares . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 18
3.3.4 Minéraux porteurs de zirconium .. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 18
3.3.5 Carbonates de calcium et de magnésium .. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 19
v
3.3.6 Minéraux sulfurés . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 19
3.3.7 Fluorite . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 19
3.3.8 Conclusion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 20
Chapitre 4 ................................................................................................................................................... 21
Flottation des phosphates ......................................................................................................................... 21
4 . 1 Minéral d’apatite ...................................................................................................................... 21
4 . 2 Opérations canadiennes d’exploitation d’apatite ................................................................ 21
4 . 3 Principe de la flottation des phosphates ............................................................................... 22
4.3.1 Préparation du minerai . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 23
4.3.2 Flottation directe de l’apati te . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 23
4.3.3 Enrichissement de l’apati te par flottat ion inverse . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 25
4 . 4 Conclusion ................................................................................................................................ 26
Chapitre 5 ....................................................................................................................................................... 27
Flottation des phosphates des rejets du concentrateur de Niobec ...................................................... 27
5 . 1 Flottation de l’apatite du concentré de carbonate ................................................................ 27
5.1.1 Déschlammage du concentré de carbonates . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 27
5.1.2 Enrichissement de l’apati te par flottat ion directe du concentré de
carbonates . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 28
5.1.3 Enrichissement de l’apati te par flottat ion inverse : Concentré de
carbonates . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 32
5 . 2 Flottation de l’apatite à partir des rejets du circuit de flottation du pyrochlore (CFP) .. 34
5.3 Résumé des observations sur la flottation de l’apatite ....................................................... 36
Chapitre 6 ....................................................................................................................................................... 37
Conclusion ................................................................................................................................................. 37
Références ...................................................................................................................................................... 40
Annexe A ........................................................................................................................................................ 44
Analyse des échantillons des rejets......................................................................................................... 44
Annexe B ........................................................................................................................................................ 50
Méthodes de production des phosphates................................................................................................ 50
Annexe C ........................................................................................................................................................ 53
Préparation de l’amidon et du silicate de sodium ................................................................................. 53
Annexe D ........................................................................................................................................................ 54
Résultats des essais de flottation ............................................................................................................. 54
vi
Liste des tableaux
Tableau 3.1 : Proportion du tonnage d’alimentation et composition des flux de concentré de
carbonates, rejet de la flottation du pyrochlore, schlamms et concentré magnétique. ......................... 10
Tableau 3.2 : Analyse granulo-chimique de l’échantillon de concentré de carbonates. .................... 11
Tableau 3.3. Résultats de la réconciliation des données pour le concentré de carbonates. .............. 14
Tableau 3.4 : Distribution granulométrique des minéraux porteurs de niobium et phosphore dans
les rejets du circuit de flottation pyrochlore. ............................................................................................. 15
Tableau 3.5 : Distribution granulométrique des minéraux porteurs de niobium et phosphore dans le
concentré magnétique. .................................................................................................................................. 15
Tableau 3.6 : Minéraux présents dans l ..................................................................................................... 16
Tableau 5.1 : Ébauchage sur la fraction +0.038mm du concentré de carbonate (P2O5). .................... 30
Tableau 5.2 : Résultats de nettoyage du concentré de carbonates : Espèce P2O5. ............................... 32
Tableau 5.3 : Réactifs et dosages utilisés pour les essais d’enrichissement de l’apatite par flottation
inverse. ............................................................................................................................................................ 33
Tableau 5.4 : Résultats d’un essaide flottation inversée au dégrossissage. .......................................... 34
Tableau 5.5 : Ébauchage flottation directe des rejets du CFP : Espèce P2O5. ..................................... 35
Tableau 5.6 : Résultats de flottation directe des rejets du CFP : Espèce CaO. .................................... 35
Tableau 5.7 : Résultats de flottation directe des rejets du CFP : Espèce MgO. .................................. 36
Tableau 5.8 : Résultats de flottation directe des rejets du CFP : Espèce SiO2..................................... 36
vii
Liste des figures
Figure 2.1 : Circuit de broyage du concentrateur de la mine de Niobec. ............................................... 6
Figure 2.2 : Schéma des opérations de concentration du pyrochlore au concentrateur de la mine de
Niobec. .............................................................................................................................................................. 7
Figure 2.3 : Circuit de concentration du pyrochlore de la mine de Niobec montrant les différents
flux de rejets considérés dans ce projet ........................................................................................................ 8
Figure 3.1 : Prix du ferro-niobium Plunkert et Jones(1999). ................................................................. 17
Figure 3.2 : Prix de l’éponge de zirconium Plunkert et Jones (1999). .................................................. 19
Figure 4.1 : Forme générale de l’acide oléique et de la plupart des collecteurs de type acide gras
(Encyclopédie Wikipédia). ........................................................................................................................... 24
Figure 5.1 : Diagramme d'écoulement montrant les étapes du procédé de flottation directe de
l’apatite à partir de la fraction +0.038mm du concentré de carbonates. ................................................ 29
Figure 5.2 : Étapes d’ébauchage et de nettoyage pour le concentré de flottation des carbonates..... 31
Figure 5.3 :Étapes du procédé de flottation inversée d'apatite contenue dans le concentré de
carbonatesde Niobec. .................................................................................................................................... 33
viii
Remerciement
Nous débutons cette partie du mémoire par une affirmation de Demark,( 2008).≪Les mots
d’encouragement et d’appui comme les cris de l’oie, contribuent à inspirer et à stimuler
ceux qui sont en première ligne, les aidant à maintenir le rythme, et à supporter les
tensions et la fatigue quotidiennes≫. Mes deux ans et démis d’étude à l’Université Laval
m’ont permis d’accomplir ce travail présenté dans ce mémoire. Cette période
d’apprentissage était le moment le plus important de ma vie. Je souhaite tout d’abord à
exprimer mes remerciements les plus profonds envers monsieur Claude Bazin,PhD.
(Université Laval) qui m’a offert un soutien inconditionnel et ininterrompu durant cette
étude. Je tiens à remercier le personnel au département de génie des mines, de la
métallurgie et de l’Université Laval.
Je remercie la compagnie des Services T.M.G. Ingenière et projets Niobec et tout son
personnel de m'avoir fourni tous les échantillons nécessaires à la réalisation de ce projet.
Je saisis aussi cette opportunité pour exprimer mes sentiments de profonde gratitude à
monsieur Dominique Downey, ingénière/coordonnateur métallurgie et projets à la mine
Niobec sans lequel le succès de cette recherche aurait été fortement compromis. Mes
remerciements les plus sincères s'adressent aussi à Mme Vicky Dodier dont le soutien
technique a été indispensable.
À mon époux Israël Gomy qui m’a toujours encouragé dans mes projets, je te remercie et
je te dédie une grande partie de cette réussite.
Enfin, je suis très reconnaissant à mon père Pascal Dramou et ma feu mère Zéboulou Loua
pour tous ceux qu’ils ont faits pour ma réussite.
1
Chapitre 1
Introduction
Les usines de traitement des minerais traitent les roches extraites des mines pour produire
un ou des concentrés de minéraux de valeur. Cette opération produit des quantités
importantes de résidus miniers qui sont envoyés dans des parcs pour y être asséchés et
ultimement recouverts de végétation. Toutefois, le traitement de ces résidus miniers
pourrait permettre d’en valoriser une partie pour générer un revenu supplémentaire et
limiter les problèmes environnementaux associés à la déposition des résidus provenant
des mines.
Le traitement de 100 tonnes d’un minerai de fer peut produire 60 tonnes de résidus, celui
de 100 tonnes d’un minerai de cuivre peut produire 96 tonnes de résidus, alors que le
traitement de 100 tonnes d’un minerai d’or peut produire 99,99 tonnes de rejets. Même si
le concentrateur a récupéré une quantité importante de matériaux de valeur, il en reste
dans les résidus du traitement. Ainsi, un concentrateur pour le minerai de fer récupère
entre 80 et 90% des minéraux de fer alors qu’un concentrateur pour le cuivre va récupérer
entre 85 et 95% des minéraux de cuivre. Dans certains cas, les résidus peuvent contenir
d’autres espèces valorisables. Ainsi, les résidus d’une mine canadienne d’uranium Goode
(2012) ont été traités pendant plusieurs années pour récupérer l’yttrium. Cette approche
est intéressante d’un point de vue économique puisque le minerai est déjà broyé et est par
conséquent prêt pour subir des opérations de concentration des minéraux de valeur du
concentrateur. La Federal Highway Administration (2012) affirme que les dépôts miniers
sont utilisés aux États-Unis comme matériaux de base pour installer les ballasts de
chemin de fer, comme agrégats dans la composition du ciment Portland ou d’asphalte et
comme matériaux d’ennoiement Charbonneau(2014). Au Japon par exemple, on fabrique
à l’aide du phosphogypse les carreaux de plâtre. Le phosphogypse est un résidu de la
fabrication de l’acide phosphorique et plus de 3millions de tonnes de ces résidus sont
valorisées chaque année Wirsching et al., (1991). En Afrique du Sud, une usine de
fabrication de ciment utilise le phosphogypse comme matière première. Le recyclage des
2
résidus miniers comme matière première pour la fabrication de biens de consommation
est donc une solution intéressante et bien établie Charbonneau (2014) dans certains pays.
En septembre 2013, suite à des discussions avec IAMGOLD, la compagnie propriétaire
de la mine de Niobec, mais qui a récemment été vendue à Magris, il a été décidé de
reprendre une évaluation du potentiel économique des résidus du concentrateur de la
mine de Niobec. Les travaux de récupération ont porté sur les minéraux porteurs de
phosphates. Ces minéraux contiennent une partie du thorium radioactif. La récupération
des phosphates des résidus devait laisser un résidu riche en carbonates pouvant être
utilisécomme agent alcalin dans le domaine agricole.
1 . 1 Mine Niobec de St-Honoré de Chicoutimi
La mine souterraine Niobec est située à 20km au nord de la ville de Saguenay au Québec
et est en opération depuis 1976. L’exploitation minière permet d’extraire environ 7000
tonnes de minerai par jour (Niobec, 2012). Le minerai est exploité uniquement pour son
contenu en niobium (ou colombium), un élément utilisé pour la fabrication d’aciers
spéciaux (Niobec, 2012). Le niobium est présent dans le minerai sous la forme de
pyrochlore, soit le pyrochlore sodique (Na, Ca) Nb2O6F, le pyrochlore enrichi en fer (Na,
Ca, Fe)Nb2O6F et la colombite (Fe, Mn) (Nb, Ta)2O6. Les carbonates forment la gangue
principale de ce minerai.
La teneur mesurée en pentoxyde de niobium (Nb2O5) dans le minerai extrait de la mine
Niobec varie entre 0,55 et 0,58 % pour une teneur de 0,43 à 0,50% de niobium. Le
minerai alimente l’usine à raison de 7000 t/j (tonnes métriques/jour), ce qui permet la
production de 17 t/j de concentré de pyrochlore et par conséquent 6983 t/j de rejets. Le
rendement de niobium du concentrateur est d’environ 60% et la teneur en niobium des
résidus varie entre 0,15 et 0,22% de Nb2O5. Les résidus du concentrateur de Niobec
contiennent principalement des carbonates, mais contiennent aussi des phosphates et
d’autres minéraux pouvant être valorisés.
Ce mémoire de maitrise présente la première étape des travaux visant la valorisation de
ces résidus.
3
1 . 2 Objectifs de l'étude
Le premier objectif de ce projet de maitrise est d’évaluer le potentiel économique des
résidus de la mine de Niobec en identifiant les minéraux ou espèces présentant un intérêt
économique et de choisir une de ces espèces. Le second objectif est d’évaluer une
approche permettant de valoriser l’espèce identifiée.
1 . 3 Travaux antérieurs
Les travaux visant la valorisation des résidus de Niobec ne sont pas les premiers puisque
dans les années 70 et 80, des études ont été réalisées pour évaluer le potentiel
économique des résidus du concentrateur de Niobec. En avril 1977, Gagnon et Gendron
(1977) révélaient le potentiel économique des rejets de Niobec associé à la récupération
de l’apatite dans le concentré de carbonates. Les travaux de Savard(1981) ont fait suite à
cette analyse et ont permis de produire un concentré d’apatite à partir du concentré de
carbonates. Les travaux de ce chercheur ont permis d’obtenir un concentré d’apatite
titrant 30% P2O5 avec un rendement de 70%. Cette étude a montré le potentiel associé à
la valorisation des rejets de Niobec. Une autre étude effectuée sur les rejets de
carbonatite-apatite de Niobec a permis au Centre de Recherche minérale du Québec,
maintenant le COREM, d’obtenir un concentré d’apatite de 37% avec une récupération
de 37%. Le procédé COREM utilisait une flottation inverse des carbonates laissant
l’apatite comme résidu non-flotté.
1 . 4 Méthodologie de recherche
Dans un premier temps, les quatre flux de matière dirigés vers le parc à résidus du
concentrateur de Niobec ont été échantillonnés et envoyés à l’Université Laval pour
caractérisation. Des portions d’environ 50 et 500 g de chaque échantillon ont été extraites
pour obtenir la composition chimique et la distribution granulométrique de la matière.
Les distributions granulométriques ont été effectuées par tamisage humide sur un tamis
de 400 mailles, suivi d’un tamisage à sec de la fraction +400 mailles. La matière
recueillie dans les classes granulométriques a été conservée pour analyse chimique.
Lorsque la fraction passant 400 mailles est suffisamment importante comme c’est le cas
pour les schlamms, le passant 400 mailles est traité dans un cyclosizer. L’étude a ensuite
4
porté sur les minéraux possiblement valorisables des rejets. Les informations recueillies
ont permis d’identifier les flux d’intérêt requis et d’aborder les options de valorisation
pour les essais au laboratoire.
1 . 5 Division du mémoire
Le mémoire est divisé en cinq chapitres incluant ce chapitre d’introduction. Le deuxième
chapitre décrit les opérations du concentrateur de Niobec et positionne les quatre sources
de résidus de l’usine. Le troisième chapitre décrit la composition des résidus et identifie
différents produits valorisables dans ces résidus. Le quatrième chapitre révise la
littérature sur les méthodes de récupération des phosphates et présente les résultats des
essais de flottation visant à récupérer les phosphates dans deux des quatre flux envoyés
vers le parc à résidus du concentrateur. Le chapitre 5 présente les résultats des essais de
flottation réalisés pour récupérer l’apatite dans les rejets du concentré de carbonates et
des rejets de flottation du pyrochlore. Les annexes regroupent des informations
complémentaires aux chapitres.
5
Chapitre 2
Concentrateur de la mine Niobec
Ce chapitre décrit brièvement les opérations minières et de traitement du minerai à la
mine Niobec. La première partie décrit les caractéristiques du minerai qui sont très
proches de celles des résidus qui font l’objet de ce mémoire. En effet, la masse de
concentré de pyrochlore produit par le concentrateur correspond à moins d’un pourcent
(1%) du minerai traité, la différence de composition entre les rejets et l’alimentation de
l’usine, excluant la teneur en Nb2O5 est donc négligeable. La deuxième partie porte sur
les opérations de concentration du pyrochlore au concentrateur et la dernière partie
analyse les caractéristiques des quatre flux dirigés vers le parc à résidus.
2 . 1 Description du minerai
Le gisement de la mine Niobec a été découvert en 1967 lors de survols aériens qui ont
conduit à la découverte du gisement de niobium exploité aujourd’hui par la mine
(Niobec, 2012). Des zones de brillance importante sur les photographies ont été
initialement attribuées à de l’uranium, mais des forages exploratoires ont montré que la
radioactivité émanait du thorium, mais ont aussi permis de mettre en évidence des
concentrations économiques de niobium.
Le minerai contient principalement des carbonates de calcium, magnésium et de fer
comptant pour 65% du total des minéraux identifiés. La dolomie constitue le minéral le
plus abondant. Les silicates totalisent 21% des rejets de Niobec et les phosphates
(l’apatite) environ 7%. La balance est composée d’oxydes et de sulfures Savard (1981).
2 . 2 Traitement du minerai
L’exploitation minière souterraine a débuté en janvier 1976. Le minerai abattu des
chantiers est d’abord concassé sous terre puis hissé à la surface. Le minerai est alors
acheminé vers des silos d’où il va alimenter un circuit de concassage. Le minerai
concassé est acheminé dans un broyeur à barres. La décharge est tamisée et le passant est
6
envoyé vers des hydrocyclones. Le minerai qui ne passe pas le tamis est envoyé vers des
broyeurs à boulets dont les décharges sont retournées vers les tamis. Les étapes de
fragmentation du minerai sont montrées à la figure 2.1.
Figure 2.1 : Circuit de broyage du concentrateur de la mine de Niobec.
La souverse des hydrocyclones est envoyée à la flottation, alors que les surverses
alimentent une batterie d’hydrocyclones de déschlammage dont la souverse va à la
flottation, alors que la surverse va au parc à résidus. La surverse des hydrocyclones de
déschlammage, ou schlamms, est composée de particules de diamètre inférieur à
0,037mm. Ces particules sont rejetées puisqu’elles entraîneraient une perte de sélectivité
en flottation et des consommations importantes de réactifs de flottation. Les grains de
pyrochlore étant relativement grossiers (+0.025mm), les pertes de ce minéral dans les
schlamms (fines) ne sont pas trop importantes (Savard, 1981). Le pyrochlore est aussi un
minéral dense qui se retrouve préférentiellement en souverse.
Le circuit de flottation de l’usine est assez complexe et une description simplifiée est
présentée dans les prochains paragraphes. Les souverses des hydrocyclones primaires et
des hydrocyclones de déschlammage sont d’abord conditionnées avant d’alimenter un
circuit de flottation des minéraux sulfurés. La matière non flottée alimente le circuit de
7
flottation des carbonates. Le circuit comporte un banc d’ébauchage et des bancs de
nettoyage. Le concentré de minéraux de carbonates rejoint le concentré de sulfures et est
envoyé vers le parc à résidus. Ces premières étapes de flottation sont présentées à la
figure 2.2.
Figure 2.2 : Schéma des opérations de concentration du pyrochlore au
concentrateur de la mine de Niobec.
La matière non-flottée dans le circuit de flottation des carbonates alimente ensuite un
séparateur magnétique qui envoie les minéraux magnétiques vers le parc à résidus. La
matière non-magnétique alimente le circuit de flottation du pyrochlore.
Plusieurs étapes de nettoyage suivant un ébauchage permettent de produire le concentré
de pyrochlore dans le circuit de flottation du pyrochlore. Le concentré de pyrochlore
produit est lixivié avec de l’acide pour enlever les minéraux de phosphate entraînés par la
flottation, puis soumis à une dernière étape de flottation pour enlever les minéraux
sulfurés restant avec le pyrochlore. Le concentré de pyrochlore est finalement filtré puis
séché avant d’être ensaché et envoyé vers l’usine de ferro-niobium. L’usine de ferro-
niobium traite le pyrochlore par une réaction d’aluminothermie pour produire un mélange
fer-niobium destiné aux aciéries (Niobec, 2012).
Le schéma de traitement du concentrateur de Niobec montrant les différentes étapes du
procédé de flottation du pyrochlore avec les points de collecte d’échantillons considérés
pour ce projet d’étude est montré à la figure 2.3. Les caractéristiques de ces flux sont
analysées au chapitre 3.
8
Figure 2.3 : Circuit de concentration du pyrochlore de la mine de Niobec
montrant les différents flux de rejets considérés dans ce projet
2.3 Conclusion
Les échantillons utilisés pour cette étude ont été fournis par le concentrateur de Niobec et
proviennent des quatre principaux flux composant les rejets du concentrateur soit :
Les rejets du circuit de flottation du pyrochlore;
Le concentré de la flottation des carbonates;
Les schlamms;
Le concentré magnétique.
Les résultats de l’analyse des caractéristiques de la matière dans ces quatre sources rejets
sont présentés au chapitre 3.
Broyage
Minerai
7000 t/j Flottation des
sulfures et
carbonates
Schlamms
910 t/jConcentré de
carbonates
1750 t/j
Séparateur
magnétique
Concentré
magnétique
210 t/j
Circuit de
pyrochlore
Rejet de
flottation
4060 t/j
Concentré de
pyrochlore
70 t/j
9
Chapitre 3
Caractéristiques des résidus du concentrateur de la mine Niobec et évaluation des
produits valorisables
Ce chapitre présente les travaux de caractérisation de la matière des 4 flux envoyés vers
le parc à résidus. La première section fournit les débits et compositions typiques des 4
flux. La seconde section présente les caractéristiques granulo-chimiques mesurées sur
des échantillons de ces quatre flux. Les données détaillées des analyses effectuées sur les
flux de rejets sont regroupées à l’Annexe A. La troisième section présente les
opportunités associées à la valorisation des résidus et identifie l’option retenue pour ce
projet de maitrise.
3 . 1 Débit et composition chimique des flux envoyés au parc à résidus
Les proportions de solide des flux de matière dans les rejets du circuit de flottation du
pyrochlore, le concentré de carbonates, les schlamms et le concentré magnétique sont
données au tableau 3.1. Ces proportions sont calculées par rapport au tonnage de
l’alimentation de l’usine. Les caractéristiques chimiques et granulométriques de ces flux
sont aussi données au tableau 3.1. Pour chaque flux il y a trois valeurs de teneur. La
teneur typique a été fournie par le concentrateur de Niobec, alors que les autres valeurs
proviennent d’échantillons prélevés sur les flux envoyés au parc à résidus.
Les rejets du circuit de pyrochlore représentent près de 60% des rejets du concentrateur.
Le solide de ce flux est le plus grossier des quatre avec plus de 40% de particules de
dimension supérieure à 100µm. La teneur en silice est supérieure à 9%. Le concentré de
carbonates représente 25% des rejets. Ce flux est le plus riche en phosphates, mais aussi
en carbonates. Les schlamms représentent 13% des rejets et sont très fins avec 100% des
particules passant 37µm. Ce flux contient une proportion non négligeable de niobium,
mais contient aussi de la silice. Le concentré magnétique est riche en niobium et en fer ce
qui est cohérent avec la présence de magnétite dans le minerai broyé. Certains sulfures de
fer sont probablement aussi récupérés par le séparateur magnétique.
10
Tableau 3.1 : Proportion du tonnage d’alimentation et composition des flux de concentré
de carbonates, rejet de la flottation du pyrochlore, schlamms et concentré magnétique.
3 . 2 Caractéristiques granulo-chimiques du minerai des flux de résidus
La distribution granulométrique des différentes espèces chimiques dans les 4 flux
envoyés au parc à résidus a été évaluée avant d’aborder les opportunités de valorisation
des résidus. Cette information permet de connaître si un simple tamisage ou classement
selon la taille des particules permettrait de valoriser une espèce chimique. Cette section
est divisée en trois parties. La première décrit la procédure expérimentale, la seconde
présente la méthode de réconciliation des données et la dernière présente les résultats de
l’analyse granulo-chimique.
3.2.1 Méthode expérimentale
Chaque échantillon des flux de rejet a été préparé de la façon suivante :
Un échantillon a été prélevé pour analyse chimique du solide;
Un autre échantillon a été tamisé;
Une analyse chimique a été effectuée sur chaque fraction granulométrique.
Les échantillons ont été tamisés à l’Université Laval et les analyses chimiques ont été
effectuées par le laboratoire du concentrateur de Niobec. Les résultats complets sont
présentés à l’Annexe A. Les résultats pour le concentré de flottation des carbonates sont
présentés au tableau 3.2. Les données de la ligne ‘Échantillon-Projet(Tête)’
% du tonnage Teneur en %
alimenté Granulométrie Nb2O5 SiO2 P2O5 Fe2O3 CaO MnO MgO TiO2 ZrO2 Al
Rejet du pyrochlore
Valeurs typiques 58% 0,18 16,02 2,33 8,92 23,13 0,71 11,05 0,21 0,21 4,40
Échantillon-Projet (Tête) 44% >0.106 mm 0,15 9,61 2,37 8,72 27,35 0,77 12,27 0,14 0,09 2,43
Échantillon 2 8% <0.037 mm 0,10 9,76 2,38 8,53 27,44 0,79 12,42 0,16 0,09 2,49
Concentré de carbonate
Valeurs typiques 25% 0,10 1,29 4,30 4,87 33,85 0,98 13,85 0,04 0,04 0,41
Échantillon-Projet (Tête) 4% >0.106 mm 0,10 0,74 5,28 4,44 34,65 0,93 13,32 0,07 0,04 0,20
Échantillon 2 57% <0.037 mm 0,08 0,71 5,58 4,67 34,57 0,92 13,49 0,05 0,04 0,15
Schlamms
Valeurs typiques 13% 0,35 12,43 2,18 7,57 25,59 0,72 11,51 0,23 0,09 4,33
Échantillon-Projet (Tête) 100% <0.037 mm 0,36 7,93 2,43 7,52 29,03 0,77 12,35 0,19 0,07 2,61
Concentré magnétique
Valeurs typiques 3% 0,21 4,01 0,44 77,66 5,43 0,43 2,80 1,31 0,04 0,90
Échantillon-Projet (Tête) 59% >0.106 mm 0,55 2,69 0,52 76,78 6,34 0,45 2,89 1,00 0,05 0,67
Échantillon 2 20% <0.037 mm 0,46 2,82 0,55 75,97 6,44 0,43 2,94 0,94 0,07 0,62
11
correspondent aux analyses de l’échantillon de tête. Les lignes F100/150, F150/200,
F200/270, F270/400 et F-400 désignent les classes 100/150 mailles ; 150/200 mailles.
Finalement, la ligne Projet (Tête calculée) correspond à la teneur de tête calculée à partir
des fractions retenues et teneurs des classes granulométriques en utilisant :
𝑥𝑖;0;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑐 =
∑ 𝑔𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑥𝑖;𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑁𝑔𝑗=1
∑ 𝑔𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑁𝑔𝑗=1
(3.1)
Où 𝑥𝑖;0;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑐 désigne la teneur calculée de l’espèce i dans l’échantillon de tête du concentré
de carbonate, gCarbj;
, la fraction retenue sur la classe granulométrique j du concentré de
carbonate et 𝑥𝑖;𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏 la teneur de l’espèce i dans la classe granulométrique j du
concentré de carbonate.
Tableau 3.2 : Analyse granulo-chimique de l’échantillon de concentré de carbonates.
Normalement la teneur mesurée pour l’échantillon de tête devrait correspondre à la teneur
calculée à partir des analyses des classes granulométriques. Bien que la concordance soit
assez bonne (tableau 3.2), il y a des différences entre les valeurs calculées et mesurées.
On a utilisé une méthode de réconciliation de données afin d’éliminer ce conflit entre les
mesures.
3.2.2 Réconciliation des analyses chimiques
La méthode utilisée pour la réconciliation des données est basée sur le principe de
l’algorithme BILMAT proposé par Hodouin et Everell (1980). La méthode consiste à
trouver des teneurs qui soient proches des teneurs mesurées, et qui vérifient la cohérence
entre la teneur de tête, les teneurs des éléments dans les fractions granulométriques et les
Teneurs en %
% retenu Nb2O5 SiO2 P2O5 Fe2O3 CaO MnO MgO TiO2 ZrO2 Al
Échantillon-Projet (Tête) 0,10 0,74 5,28 4,44 34,65 0,93 13,32 0,07 0,04 0,20
Projet (Tête calculée) 100,0 0,08 0,71 5,58 4,67 34,57 0,92 13,49 0,05 0,04 0,15
F 100/150 1,0 0,06 7,31 28,46 7,05 41,78 0,17 2,05 0,01 0,13 0,20
F 150/200 3,1 0,05 0,30 23,85 2,40 43,72 0,47 7,11 0,03 0,11 -0,01
F 200/270 9,5 0,03 0,27 10,05 3,96 36,07 0,87 13,24 0,01 0,05 0,03
F 270/400 29,0 0,02 0,29 5,54 4,60 33,65 0,96 14,02 0,01 0,03 0,03
F -400 57,3 0,12 0,91 3,45 4,91 34,16 0,95 13,83 0,07 0,04 0,25
12
fractions retenues des classes granulométriques. Il faut par conséquent trouver des teneurs
réconciliées telles que :
�̂�𝑖;0 =∑ 𝑔𝑗�̂�𝑖;𝑗
𝑁𝑔𝑗=1
∑ 𝑔𝑗𝑁𝑔𝑗=1
(3.2)
La teneur réconciliée de l’élément chimique i dans la classe granulométrique j est notée et
la fraction retenue de solide dans la classe granulométrique est𝑔𝑗. Le nombre de classes
granulométriques est𝑁𝑔. La classe granulométrique 0 correspond à l’échantillon de tête.
Les teneurs estimées doivent vérifier la contrainte de l’équation 3.2 et doivent
s’approcher le plus possible des mesures. Cette distance mesure-estimé est quantifiée par
le critère des moindres carrés suivant :
𝐽 = ∑ (𝑥𝑖;𝑗−�̂�𝑖;𝑗
𝜎𝑥𝑖;𝑗
)
2𝑁𝑔
𝑗=0 (3.3)
La distance entre la mesure et l’estimé est pondérée par l’inverse de l’écart-type de la
mesure afin de permettre aux estimés de s’éloigner des mesures peu reproductibles et de
forcer les estimés à s’approcher des mesures reproductibles.
La solution au problème de minimisation du critère de l’équation 3.3 sous la contrainte de
l’équation 3.2 est obtenue en formulant le lagrangien dont les dérivées par rapport aux
teneurs à estimer doivent s’annuler. Le lagrangien du problème d’optimisation
correspond à :
ℒ = (𝑥𝑖;0−�̂�𝑖;0
𝜎𝑥𝑖;0
)
2
+ ∑ (𝑥𝑖;𝑗−�̂�𝑖;𝑗
𝜎𝑥𝑖;𝑗
)
2𝑁𝑔
𝑖=1+ 𝜆 (�̂�𝑖;𝑗 −
∑ 𝑔𝑖;𝑗�̂�𝑖;𝑗𝑁𝐺𝑖=1
∑ 𝑔𝑖;𝑗𝑁𝐺𝑖=1
) (3.4)
Les inconnus du problème sont �̂�𝑖;0 , les 𝑥𝑖;𝑗et 𝜆 , il y a une contrainte et par conséquent
un seul multiplicateur de Lagrange. La solution est obtenue pour les valeurs de ces
inconnus qui annulent les dérivées partielles du Lagrangien ;
13
𝜕ℒ
𝜕�̂�𝑖;0= −2
�̂�𝑖;0
𝜎2𝑥𝑖;0+ 2
�̂�𝑖;0
𝜎2𝑥𝑖;0+ 2 𝜆𝐺 = 0 (3.5)
𝜕ℒ
𝜕�̂�𝑖;𝑗= −2
�̂�𝑖;𝑗
𝜎2𝑥𝑖;𝑗+ 2
�̂�𝑖;𝑗
𝜎2𝑥𝑖;𝑗+ 2 𝜆𝑔𝑖 = 0 (3.6)
𝜕ℒ
𝜕𝜆 = G �̂�𝑖;0 − ∑ 𝑔𝑖;𝑗
𝑁𝐺𝑖=1 �̂�𝑖;𝑗 = 0 (3.7)
La solution correspond à :
�̂�𝑖;0 = 𝑥𝑖;0 − 𝜆𝐺𝜎𝑥𝑖;0
2 (3.8)
�̂�𝑖;𝑗 = 𝑥𝑖;𝑗 + 𝜆𝑔𝑗𝜎𝑥𝑖;𝑗
2 (3.9)
Avec :
𝜆 =𝑥𝑖;0−∑ 𝑔𝑗𝑥𝑖;𝑗
𝑁𝑔𝑗=1
𝜎𝑥𝑖;02 +∑ (𝑔𝑗𝜎𝑥𝑖;𝑗
)2𝑁𝑔
𝑗=1
(3.10)
La valeur de 𝜆 est calculée en utilisant les données mesurées disponibles, puis utilisée
dans les équations 3.8 et 3.9 pour déterminer les teneurs réconciliées
On a aussi fait quelques tentatives pour inclure une estimation des fractions retenues de
solide (gj), mais le gain en ajustement des teneurs chimiques était minime et cette option
n’a pas été retenue.
Les résultats de l’application de cette méthode de réconciliation de données aux analyses
chimiques de niobium et phosphore du concentré de carbonate sont montrés au tableau
3.3. Les données réconciliées sont proches des mesures ce qui permet de conclure que
pour ces éléments les analyses chimiques mesurées sont de bonne qualité. L’avantage de
réconcilier les données réside dans le fait que la distribution d’un élément dans les classes
granulométriques peut être calculée à partir de données cohérentes en utilisant :
𝑃𝑖;𝑗 =𝑔𝑗�̂�𝑖;𝑗
�̂�𝑖;0 (3.11)
Avec 𝑃𝑖;𝑗 la proportion de l’élément j dans la classe granulométrique j. Il n’est donc pas
nécessaire de choisir si la teneur de tête calculée (Eq. 3.2) ou mesurée doit être utilisée
dans le calcul parce que les données réconciliées sont cohérentes. Ainsi par exemple, les
résultats du tableau 3.3 montrent que plus de 85% du niobium dans le concentré de
14
carbonates se trouve dans la classe granulométrique du passant 400 mailles (-37 µm) et
que plus de 65% des minéraux de phosphate sont dans la classe granulométrique +400
mailles. Les analyses chimiques montrent aussi que la teneur en phosphate des classes
+200 mailles est supérieure à 20%, ce qui permet d’anticiper qu’un enrichissement est
possible par classement granulométrique.
Tableau 3.3. Résultats de la réconciliation des données pour le concentré de carbonates.
3.2.3 Caractéristiques granulo-chimiques des flux de rejets
L’analyse granulo-chimique du concentré de carbonate (tableau 3.3) a permis d’observer
que les minéraux porteurs de phosphate sont groupés dans les classes granulométriques
grossières, alors que les minéraux porteurs de niobium sont plutôt dans les classes
granulométriques fines pour ce flux de matière.
Les distributions des minéraux porteurs de niobium et de phosphore dans les rejets du
circuit de flottation du pyrochlore sont présentées au tableau 3.4. Le niobium est distribué
assez également dans les classes granulométriques. Toutefois, les minéraux porteurs de
phosphore sont plutôt concentrés dans les particules de dimension supérieure à 200
mailles. En effet, 83% des minéraux porteurs de phosphore se trouvent dans les particules
de plus de 200 mailles comparativement à 70% pour le solide. Un classement sur le tamis
de 200 mailles permettrait de récupérer 82% des phosphates dans un produit dont la
teneur serait 1,07 fois supérieure à la teneur de tête des rejets de flottation du pyrochlore.
(Voir tableau 3.4).
Nb2O5 P2O5
Dimension Teneur et écart-type (%) Distribution Teneur et écart-type (%) Distribution
(mailles) % retenu Mesure Ecart-type Réconciliée (%) Mesure Ecart-type Réconciliée (%)
Tête 100,0 0,10 0,00 0,09 100,0 5,28 0,16 5,35 100,0
F100/150 1,0 0,06 0,01 0,06 0,7 28,46 2,85 28,23 5,4
F150/200 3,1 0,05 0,01 0,05 1,7 23,85 2,39 23,34 13,7
F200/270 9,5 0,03 0,00 0,03 2,7 10,05 1,01 9,78 17,3
F270/400 29,0 0,02 0,00 0,02 6,4 5,54 0,55 5,28 28,7
F-400 57,3 0,12 0,01 0,14 88,5 3,45 0,34 3,25 34,9
15
Tableau 3.4 : Distribution granulométrique des minéraux porteurs de niobium et
phosphore dans les rejets du circuit de flottation pyrochlore.
Les schlamms sont très fins et nous n’avons pas procédé à l’analyse chimique des classes
granulométriques de dimension inférieure à 400mailles obtenues par cyclosizer (voir
Annexe A pour les résultats).
Le concentré magnétique est un flux de faible débit comparativement aux flux de rejets
du circuit de flottation du pyrochlore, du concentré de carbonates et des schlamms. Les
distributions granulométriques des minéraux porteurs de niobium et de phosphore sont
présentées au tableau 3.5. Le concentré magnétique contient très peu de minéraux de
phosphate, mais la concentration en niobium est intéressante. Le niobium est distribué
assez aléatoirement entre les classes granulométriques ce qui compliquerait la mise en
place d’une opération de pré-concentration basée sur un classement granulométrique.
Tableau 3.5 : Distribution granulométrique des minéraux porteurs de niobium et
phosphore dans le concentré magnétique.
Nb2O5 P2O5
Dimension Teneur et écart-type (%) Distribution Teneur et écart-type (%) Distribution
(mailles) % retenu Mesure Ecart-type Réconciliée (%) Mesure Ecart-type Réconciliée (%)
Tête 100,0 0,55 0,017 0,51 100,0 0,52 0,015 0,52 100,0
F10/48 0,3 0,38 0,038 0,38 0,2 0,73 0,073 0,73 0,3
F48/65 3,7 0,05 0,005 0,05 0,3 0,15 0,015 0,15 1,1
F65/100 15,3 0,47 0,047 0,52 15,4 0,87 0,087 0,83 24,2
F100/150 19,0 0,34 0,034 0,37 13,5 0,91 0,091 0,86 31,2
F150/200 19,6 0,57 0,057 0,65 24,9 0,71 0,071 0,68 25,4
F200/270 12,5 0,36 0,036 0,39 9,3 0,42 0,042 0,41 9,8
F270/400 10,2 0,36 0,036 0,38 7,6 0,19 0,019 0,19 3,6
F-400 19,5 0,65 0,065 0,76 28,8 0,12 0,012 0,12 4,4
16
3 . 3 Identification des espèces valorisables dans les rejets du concentrateur
Cette section présente une évaluation des substances potentiellement valorisables dans les
flux de rejets du concentrateur. Ces substances sont :
Les minéraux porteurs de phosphate;
Les minéraux porteurs de niobium non-récupérés dans le concentrateur;
Les minéraux porteurs des éléments de terres rares;
Les minéraux porteurs de zirconium;
Les carbonates de calcium et de magnésium;
Les minéraux de sulfure de zinc;
La fluorite.
La liste n’est pas exhaustive. Ainsi, la néphéline et l’ilménite pourraient aussi être inclues
dans la liste, mais nous avons limité l’analyse aux substances précédentes.
Les données initiales de composition des rejets du concentrateur de Niobec ont été
fournies par la compagnie Niobec et sont résumées au tableau 3.6. Les caractéristiques
regroupées au tableau 3.6 sont celles d’un échantillon de l’alimentation de l’usine qui
contient les mêmes minéraux que les rejets, la différence principale étant la teneur en
minéraux porteurs de niobium. Les principaux minéraux ont été classés en carbonates,
silicates, phosphates, oxydes et sulfures et autres.
Tableau 3.6 : Minéraux présents dans l’alimentation du concentrateur de Niobec.
17
3.3.1 Minéraux porteurs de phosphate
Les rejets du circuit de concentration du minerai de Niobec contiennent entre 6.2 et 7.5%
d’apatite (Ca5(PO4)3Cl et/ou Ca5(PO4)3F) pour des teneurs de P2O5 variant entre 2.5 et
3.2%. La production mondiale annuelle d’apatite est d’environ 150 000 000 tonnes1. Les
principaux producteurs sont la Chine et le Maroc. De 2010 à 2014, la valeur d’une tonne
d’apatite a varié entre 150 et 180$ US. Le prix récent de l’apatite est de 180$US/tonne.
En supposant un rendement de 50% pour un traitement des rejets du concentrateur de
Niobec, le revenu de l’apatite est de $US 15 000 000 par an. Le calcul utilise une teneur
en apatite de 7%, 7000 tonnes de rejets par jour, un rendement de 50%, 360 jours
d’opération par an et un prix de 170$US la tonne.
3.3.2 Minéraux porteurs de niobium
La teneur en Nb2O5 des rejets du circuit de concentration du minerai de Niobec varie
entre 0.15 et 0.22 % Nb2O5. Il n’a pas été possible de trouver des prix récents pour le
ferro-niobium. Les données de la figure 3.1 tendent à montrer que le prix de 2015
pourrait être d’environ 18$US par kg de niobium contenu dans le ferro-niobium. Ce prix
est utilisé dans les calculs du potentiel économique lié à récupération du niobium dans les
rejets du concentrateur de Niobec. Un revenu annuel de $18.000.000 pourrait être généré
par une récupération de 25% du niobium contenu dans les rejets du concentrateur. Le
calcul suppose une teneur en Nb2O5 des rejets de 0.22% et un tonnage journalier de 7000
tonnes.
Figure 3.1 : Prix du ferro-niobium Plunkert et Jones(1999).
1(www.acopm.ma/actualités)
18
3.3.3 Minéraux porteurs des éléments de terres rares
La teneur totale en oxydes d’éléments de terres rares dans les rejets du concentrateur de
Niobec est d’environ 0.26% incluant l’oxyde d’yttrium à 0.034%. Les éléments de terres
rares légers (La, Ce, Nd et Pr) représentent environ 80% de ces oxydes, comparativement
à 5% pour les éléments du groupe SEG (Sm, Eu, Gd) et 15% pour les terres rares lourdes
(Tb, Dy, Ho… Lu et Y). Les terres rares incluent l’yttrium et le scandium. En 2013, la
valeur d’une tonne de rejets avec les concentrations d’éléments de terres rares données au
tableau 3.6 est d’environ $145. En supposant un rendement de 40% pour tous les
éléments et des frais de raffinage de 50% de la valeur d’un concentré vrac2 d’oxydes de
terres rares, le potentiel de revenus associés à la récupération des éléments de terres rares
des rejets du concentrateur de Niobec est de 75 000 000$US par année. Le calcul suppose
un tonnage de 7000 tonnes par jour avec 360 jours d’opération dans une année.
3.3.4 Minéraux porteurs de zirconium
L’éponge de zirconium (zirconium sponge) est produite par réduction avec le magnésium
par un procédé similaire au procédé Kroll utilisé pour la production du titane. L’éponge
de zirconium est utilisée pour fabriquer le zirconium métallique. La variation du prix de
l’éponge de zirconium est montrée à la figure 3.2 ce qui permet d’estimer très
approximativement un prix d’environ 30$US le kg d’éponge en 2015. Le flux le plus
riche en zirconium est le rejet de flottation du pyrochlore avec une teneur typique de
0.21% ZrO2, mais mesurée à 0.09% (voir tableau 3.1). Le revenu annuel potentiel est
supérieur à 35 000 000$ pour une teneur de 0.21%ZrO2 et 15 000 000$ pour la teneur
mesurée de 0.09% ZrO2. Le calcul est effectué en prenant un tonnage de 175 t/h de rejets
de flottation du pyrochlore, 24 heures par jour et 360 journées par an avec un rendement
de 50% pour la récupération des minéraux porteurs de zirconium.
2 Les éléments ne sont pas séparés. Le concentré de terres rares est vendu à une raffinerie qui fera la
séparation et qui achète le concentré à la moitié de la valeur des éléments contenus.
19
Figure 3.2 : Prix de l’éponge de zirconium Plunkert et Jones (1999).
3.3.5 Carbonates de calcium et de magnésium
Les rejets du concentrateur de Niobec sont riches en minéraux de carbonates. Cependant,
le marché des minéraux de carbonate est complexe et probablement peu accessible à de
nouveaux producteurs. Les prix varient en fonction de la pureté des produits de
carbonates et jusqu’à présent nos recherches n’ont pas permis d’identifier les revenus
potentiels associés à l’enrichissement des minéraux de carbonates.
3.3.6 Minéraux sulfurés
Les teneurs en sulfures sont relativement faibles. Le seul sulfure valorisable est la
sphalérite avec une teneur inférieure à 1% (tableau 3.6). Cette substance représente un
potentiel économique d’environ 9 000 000$ par an en supposant un rendement sphalérite
de 30% et un prix du zinc de 1.1$Can/lb (prix de juillet 20143). La teneur en sphalérite
utilisée pour le calcul est de 0.5% avec 7000 t/jour de rejets.
3.3.7 Fluorite
La fluorite (CaF2) est utilisée pour fabriquer l’acide fluorhydrique (HF), le fluorure
d’aluminium (AlF3) et comme fondant dans la production des aciers. La teneur en fluorite
dans les rejets est d’environ 0.1% pour un potentiel économique de 90 000$US par an. Le
calcul est effectué en utilisant 7000 t/jour de rejets, un rendement fluorite de 50% et un
prix de $70 la tonne de concentré de fluorite.
3 http://www.metal-pages.com/metals/zirconium/metal-prices-news-information/
20
3.3.8 Conclusion
L’évaluation du potentiel économique des substances présentes dans les rejets du
concentrateur de Niobec montre que les substances qui présentent le meilleur potentiel
sont :
Les phosphates : des études ont déjà été effectuées pour valoriser ces substances
(Savard, 1981) des rejets du concentrateur;
Les minéraux porteurs de niobium : Les minéraux porteurs de niobium n’ont pas
été récupérés dans le circuit de flottation de Niobec et il sera difficile de les
récupérer dans les flux de rejets. Toutefois, un autre moyen (gravité,
lixiviation…) permettrait peut-être de récupérer ces minéraux;
Les éléments de terres rares bien que l’extraction de ces éléments soit un procédé
complexe;
Le zirconium pourrait aussi s’avérer un candidat potentiel pour valoriser les rejets
du concentrateur de Niobec.
Suite à l’analyse de différentes options pour la valorisation des rejets, la compagnie
Iamgold, propriétaire jusqu’en 2014 de la mine Niobec, a décidé que les travaux devaient
être concentrés sur la valorisation des minéraux de phosphate à partir du concentré de
flottation des carbonates et des rejets de la flottation du pyrochlore. Les résultats des
essais de flottation effectués sur ces deux flux sont présentés au chapitre 4 de ce
mémoire.
21
Chapitre 4
Flottation des phosphates
Ce chapitre présente une brève revue des pratiques industrielles utilisées pour
l’enrichissement des minéraux de phosphates et tente d’expliquer les mécanismes
permettant la flottation sélective de ces minéraux.
4 . 1 Minéral d’apatite
Le principal minéral porteur de phosphate dont les opérations de récupération impliquent
la flottation est l’apatite. La composition chimique de l’apatite est Ca5(PO4)3F, mais
l’apatite peut aussi se trouver sous la forme de chlorure ou d’hydroxyde, Ca5(PO4)3Cl ou
Ca5(PO4)3OH. Des quantités mineures de Mg, Mn, Sr, Pb, Na, U, Ce, Y et des éléments
de terres rares Mckelvey (1967) peuvent être en substitution au calcium. Le fluorapatite
(Ca5(PO4)3F) est l’espèce la plus abondante. La teneur en phosphate dans le fluor apatite
varie entre 35 à 38% de P2O5 et la teneur en fluor entre 3 et 4% (Pereira, 2013). Les
teneurs typiques des concentrés d’apatite varient entre 32 et 37% P2O5. Les prochains
paragraphes décrivent les opérations canadiennes et québécoises utilisant la flottation
pour récupérer les minéraux d’apatite.
4 . 2 Opérations canadiennes d’exploitation d’apatite
Au Canada, la mine Agrium a exploité en Ontario un gisement de fluorapatite jusqu’en
2014 (Boulanger et al., 2011). Le minerai exploité titrait entre 15 et 30% P2O5 et était
enrichi à 33% P2O5 par séparation magnétique ; les principaux minéraux de gangue
(ilménite, goethite et sidérite) étant magnétiques. La gangue contenait aussi du quartz, de
la pyrite et de la dolomie. La concentration par séparation magnétique permettait
d’obtenir la teneur cible de 33% P2O5. Toutefois, une flottation directe de l’apatite avec
des acides gras permettait d’éliminer la silice et d’autres contaminants non magnétiques
pour amener la teneur à plus de 38% P2O5 (Boulanger et al., 2011).
22
Il n’y aucune mine d’apatite en production au Québec. Toutefois, deux projets sont en
cours d’évaluation. Le gisement de la mine Arnaud près de Sept-Îles qui contientdes
quantités économiques d'apatite et d’ilménite, soit respectivement 4,25% P2O5 et 6%
TiO2. Les principales gangues minérales sont le feldspath, la dolomie et l’olivine
(Bulatovic, 2011). Le procédé de traitement envisagé inclut une séparation magnétique et
une flottation directe des phosphates à partir d’un minerai broyé à un P80 (le produit du
circuit de broyage) de 0.125 mm. La flottation des minéraux de phosphate est effectuée à
pH 10 avec des acides gras. L’amidon est utilisé pour déprimer l'ilménite, les silicates, les
feldspaths et l’olivine. Le bicarbonate de sodium est utilisé pour contrôler le pH
(Bulatovic, 2011). Les opérations de séparation magnétique et de flottation devraient
permettre de produire un concentré titrant 37% P2O5 avec un rendement supérieur à
80%.
Le second projet québécois est le projet Arianne Phosphate de la mine du lac Paul dans la
région du Saguenay. Les résultats des essais de traitement de ce minerai ont démontré la
possibilité de produire un concentré de phosphate titrant 38,6% P2O5 avec un
recouvrement de 90% en partant d’un minerai brut de 7,13 % P2O5. Les conditions
d’opération ne sont pas disponibles, mais le procédé va impliquer une flottation directe de
l’apatite avec des acides gras.
De façon générale, la flottation de l’apatite est effectuée à un pH d’environ 10 avec des
acides gras. L’amidon est utilisé pour déprimer les minéraux de gangue. La prochaine
section tente d’expliquer les mécanismes à la base des opérations de flottation des
phosphates.
4 . 3 Principe de la flottation des phosphates
La flottation est la méthode la plus utilisée pour la valorisation des phosphates (Ying-
Yong et al., 2007). La valorisation des minerais de phosphate est principalement
effectuée par flottation directe de l’apatite,i.e. que l’apatite est flottée alors que les
minéraux de gangue demeurent avec les rejets de la flottation. Toutefois, dans certains
cas, il est préférable de déprimer les phosphates et de flotter la gangue dans une opération
de flottation inverse. Quelques soit le mode de valorisation de l’apatite, la plupart des
23
concentrateurs procèdent à un déschlammage, i.e. une élimination des très fines
particules, avant d’envoyer le minerai broyé vers le circuit de flottation.
4.3.1 Préparation du minerai
La préparation des minerais de phosphate débute habituellement par un broyage pour
amener le minerai à la maille de libération de l’apatite. Le minerai broyé à la bonne
dimension est ensuite traité dans des hydrocyclones dont le rôle est de séparer la fraction
fine, habituellement le passant 0.020mm, des particules de taille supérieure.
L’élimination des fines réduit la consommation des réactifs de flottation et évite une
contamination du concentré causée par l’entraînement hydraulique non-sélectif des fines
dans les concentrés de flottation.
4.3.2 Flottation directe de l’apatite
La flottation directe est l’approche retenue pour les deux projets de mine de phosphate au
Québec (section 4.1). La flottation est effectuée à pH 10 avec des acides gras et de
l’amidon pour déprimer les minéraux de gangue. Dans cette section, on a tenté de
résumer l’état des connaissances expliquant le principe de la sélectivité de la flottation
vis-à-vis de l’apatite dans ces conditions.
Les collecteurs de type acide gras Bulatovic (2011) sont utilisés pour la flottation des
phosphates. Les principaux collecteurs appartenant à cette classe sont l'acide oléique,
l’acide hydroxamique alkyle (A-6493 et A-6494 commercialisé par CYTEC) et le
benzohydroxamique. L’analyse suivante ne porte que sur l’hydrophobisation de l’apatite
avec l’acide oléique.
La composition chimique de l’acide oléique est CH3(CH2)7CH=CH(CH2)7COOH ou
C18H34O2. La molécule est montrée à la figure 4.1. L’acide oléique est soluble dans l’eau
en présence d’une base comme la soude caustique. Le proton H réagit alors avec
l’hydroxyde OH- pour donner :
𝑅𝐶𝑂𝑂𝐻 + 𝑂𝐻− = 𝑅𝐶𝑂𝑂− + 𝐻2𝑂 (4.1)
Le radical R correspond à CH3(CH2)7CH=CH(CH2)7 et confère le caractère hydrophobe
au collecteur. Un des objectifs de la flottation en milieu basique est de permettre une mise
24
en solution de l’acide oléique (Boukhara et Bouhenguel, 2014 ; Gaudin, 1976). L’oléate
de sodium a des propriétés moussantes, mais le groupement oléate permet de rendre
hydrophobe l’apatite.
Figure 4.1 : Forme générale de l’acide oléique et de la plupart des collecteurs de
type acide gras (Encyclopédie Wikipédia).
Le pH permet d’agir sur la charge de surface de l’apatite (Boukhara et Bouhenguel,
2014 ; Gaudin, 1976) bien que des informations fiables n’aient pu être trouvées
concernant le point de charge 0. Somasundaran (1969) indique que l’adsorption de
l’acide oléique sur la surface de l’apatite résulte soit d’une interaction électrostatique
(attirance par opposition de charge électrique), soit d’une réaction chimique. Selon Yehia
et al(1993), l’interaction est suffisamment forte pour supporter l’idée que le collecteur est
adsorbé sur l’apatite par une réaction chimique. La réaction pourrait résulter d’une
réaction de chélation avec les ions calcium de l’apatite. Les textes sur le sujet demeurent
toutefois vagues laissant place à toute sorte d’interprétation.
Le mécanisme d’hydrophilisation de l’apatite découle probablement d’une solubilisation
de l’acide oléique à pH basique suivie d’une réaction chimique fixant le collecteur sur la
surface de l’apatite. Cependant, l’acide oléique devrait aussi adsorber sur la calcite
rendant cette dernière hydrophobe et éliminant par le fait même la sélectivité du procédé
de flottation directe de l’apatite.
L’addition d’amidon dans la pulpe permet d’éviter la flottation de la calcite avec les
acides gras. Somasundaran (1969) explique que la présence d’une concentration
importante d’ions calcium (Ca2+) à la surface de la calcite et d’autres minéraux riches en
carbonates favorise une réaction avec l’amidon à la surface des particules de carbonates.
L’amidon s’entremêle alors avec l’oléate adsorbé sur la surface des carbonates pour
annuler le caractère hydrophobe de la particule et produire une surface hydrophile.
25
L’action déprimante de l’amidon ne résulte probablement pas d’un recouvrement de la
surface des minéraux de carbonate empêchant le collecteur de s’y attacher, mais d’un
effet annihilant l’action du collecteur déjà adsorbé sur les carbonates
Somasundaran(1969). Pinto et al (1992) ont étudié l’effet déprimant de l’amidon sur
différents minéraux comme le quartz et l’hématite pour conclure que l’effet décroît selon
l’ordre quartz, hématite, calcite et fluor-apatite. Les résultats de ces auteurs sont quand
même discutables puisque la concentration de collecteur, l’acide oléique, est faible par
rapport au dosage industriel. Il en ressort que, l’amidon est un déprimant pour tous les
oxydes. Toutefois, son action semble variable en fonction des minéraux permettant ainsi
la dépression sélective qui rend possible la sélectivité de l’apatite des autres minéraux.
D’autres agents visant à déprimer les minéraux de gangue accompagnant l’apatite sont
aussi utilisés, mais à une échelle moins importante que l’amidon (Duverger, 2013). C’est
le cas par exemple du silicate de sodium tri hydraté (Duverger, 2013 ; El-Midany, 2004 ;
Ananthapadmanabhan et Somasundaran, 1985) utilisé pour déprimer les minéraux de
gangue accompagnant l’apatite. Rao (1989) rapporte qu’à un pH supérieur à10, le silicate
de sodium est un bon déprimant pour la calcite.
Il demeure que la compréhension des principes de la flottation des oxydes est encore loin
d’avoir atteint la maturité qui permettrait un choix a priori des réactifs et des conditions
de flottation (Alvarez, 1985; Somasundaran et Markovic, 1998 ; Zhan, 1999). Ainsi,
l’amélioration d’un procédé de flottation de l’apatite découle probablement d’essais et
d’erreurs, plutôt que d’une analyse fondamentale des processus physico chimiques
d’activation et de dépression des minéraux de gangue accompagnant l’apatite.
4.3.3 Enrichissement de l’apatite par flottation inverse
La flottation inverse implique de trouver des conditions pour déprimer la surface des
minéraux d’apatite et flotter les minéraux de gangue habituellement des carbonates et
minéraux silicatés. Les collecteurs utilisés pour rendre hydrophobe la surface des
minéraux de carbonates sont habituellement des amines primaires, secondaires ou
tertiaires selon le nombre de radicaux hydrocarbonés liés à l’azote (Soto et Iwasaki,1986 ;
26
Bulatovic, 2007). En solution dans l’eau, ces réactifs prennent une charge positive en
relâchant un anion selon la réaction pour une amine primaire :
𝑅𝑁𝐻2 + 𝐻2𝑂 = 𝑅𝑁𝐻3+ + 𝑂𝐻− (4.2)
Où R désigne le radical organique du collecteur. Les acides gras peuvent aussi être
utilisés comme collecteur dans la flottation inverse de la gangue d’un minerai d’apatite.
Pour permettre l’adhésion de ces amines aux particules de carbonate et de silice, il faut
que la charge de ces minéraux soit négative, une condition obtenue dans un milieu acide
(Zhang, 2013) obtenu en général avec de l’acide sulfurique ou de l’acide phosphorique.
L’acide phosphorique agit aussi comme déprimant pour l’apatite. La réaction
d’hydrophilisation des carbonates et des silicates résulte d’une attraction électrostatique
qualifiée de forte par Duverger (2013)
4 . 4 Conclusion
La valorisation des minerais de phosphate par flottation débute habituellement par une
séparation des fines particules pour ne conserver que la portion grossière pour la
flottation. L’enrichissement de l’apatite peut être effectué par flottation directe de
l’apatite ou par une opération de flottation inverse des minéraux de gangue. Puisqu’il ne
semble pas y avoir de règle particulière pour décider du chemin à suivre, on a décidé de
tester les deux approches afin de valoriser les résidus du concentrateur de Niobec
provenant de la flottation des carbonates et des rejets du circuit de flottation du
pyrochlore.
27
Chapitre 5
Flottation des phosphates des rejets du concentrateur de Niobec
Cette section présente les résultats des travaux visant à valoriser par flottation l’apatite
dans les rejets de la mine de Niobec et plus particulièrement, l’apatite des flux de
concentré de carbonates et de rejets du circuit de flottation du pyrochlore. Les travaux ont
principalement été effectués sur le concentré de carbonates et ont servi à identifier les
procédures pour la préparation des réactifs et des conditions de flottation. La première
partie porte sur les essais de flottation de l’apatite du concentré de carbonates et la
seconde sur les essais de flottation des rejets de pyrochlore
5 . 1 Flottation de l’apatite du concentré de carbonate
Une analyse de la composition chimique par tranche granulométrique du concentré de
carbonates a montré que les minéraux porteurs de phosphates sont concentrés dans la
fraction +0.038mm avec par exemple 8% de P2O5 dans le +0.038 mm par rapport à 5%
P2O5 pour le matériel de départ (chapitre 3). La première partie du traitement a donc
consisté à séparer la fraction +0.038mm pour soumettre ce matériel à la flottation.
5.1.1 Déschlammage du concentré de carbonates
La partie fine est séparéesur un tamis de 400 mailles (0.038mm) en milieu humide. En
théorie, l’élimination des particules fines permet de concentrer l’apatite, mais devrait
aussi réduire la consommation de réactifs et l’entraînement non-sélectif de fines pendant
la flottation (Proulx et al., 2000). De plus, l’élimination des fines permetde diminuer la
quantité de dolomie difficile à séparer par flottation de l’apatite. Tous les essais de
flottation du concentré de carbonates sont effectués en utilisant la fraction +0.038mm.
Toutefois, on a quand même testé la possibilité de flotter directement les phosphates à
partir du concentré global, i.e. non tamisé et les résultats n’ont pas permis d’obtenir une
séparation sélective. L’utilisation du concentré non-déschlammé n’a donc pas été retenue
pour la suite des essais. Les détails concernant les distributions granulométrique et
granulo-chimiques sont présentés au chapitre 3. La flottation directe est d’abord utilisée
28
pour valoriser l’apatite (section 5.1.2) puis on a évalué la flottation inverse (section
5.1.3).
5.1.2 Enrichissement de l’apatite par flottation directe du concentré de carbonates
La valorisation de l’apatite par flottation directe sur la portion de +0.038mm du concentré
de carbonates est étudiée par des essais d’ébauchage, puis des essais combinant
l’ébauchage et le nettoyage.
5.1.2.1 Flottation directe : ébauchage
Le mode opératoire et les paramètres utilisés pour les essais semi-continus d’ébauchage
en flottation directe sont :
une cellule Denver auto aérée de3.0 litresest utilisée pour la flottation directe;
vitesse de rotation : 1400tours/min;
arrivée d’air par auto aspiration;
pourcentage solide de la pulpe : 30% p/p de matière solides;
flottation à pH 10 par l’ajout du NaOH ;
durée de conditionnement avec le collecteur 2minutes;
température : 25ºC
collecteur principal : acide hydroxamique (AERO 6493) ;
déprimant: Amidon préparé dans une base de soude caustique ou Na2SiO3;
moussant : Ajout de MIBC;
concentré 1 : une minute de flottation;
concentré 2 : une minute de flottation;
concentré 3 : une minute de flottation;
L’amidon est mélangé au NaOH et le mélange est chauffé selon la procédure décrite à
l’annexe B. Le schéma de flottation à l’ébauchage pour le concentré de carbonates est
montré à la figure 5.1.
29
Figure 5.1 : Diagramme d'écoulement montrant les étapes du procédé de flottation
directe de l’apatite à partir de la fraction +0.038mm du concentré de carbonates.
Lors d’un essai de flottation, les concentrés et les rejets sont séchés et pesés, puis envoyés
pour doser les éléments telles que le Mg, Ca, Si et d’autres éléments non-considérés pour
la suite des travaux.
La teneur de l’alimentation est calculée en utilisant :
𝑥𝐴;𝑖 =𝑀𝐶𝑥𝐶;𝑖+𝑀𝑅𝑥𝑅;𝑖
𝑀𝐶+𝑀𝑅 (5.1)
La masse de solide est notée M et la teneur x . Les indices A, C et R désignent
respectivement l’alimentation, le concentré et les rejets. Le rendement d'une espèce i est
donné par :
𝑅𝑖 =𝑀𝐶𝑥𝐶;𝑖
(𝑀𝐶+𝑀𝑅)𝑥𝐴;𝑖 (5.2)
Les masses de solide et les analyses chimiques, de même que les rendements calculés
pour le phosphate (P2O5), sont présentés au tableau 5.1. Les résultats pour le CaO, MgO
et le SiO2 sont groupés à l’Annexe C. Les meilleures performances sont obtenues avec un
dosage de 1500 g/t d’amidon avec 800 gt de collecteur (AERO-6493). Ces conditions
conduisent à un rendement de 80% pour une teneur de concentré de 23% P2O5. Dans ces
conditions, la teneur en CaO du concentré d’ébauchage est de 43,7% et la teneur en
30
MgO est de 7,5% comparativement à 14,4% dans l’alimentation (voir Annexe C), ce qui
montre une dépression adéquate de la dolomie. La teneur élevée en calcium est
attribuable à l’apatite dans le concentré. La teneur en silice du concentré est de 0,4%
comparativement à une alimentation de 0,22% SiO2 (Annexe C). Ce résultat peut
indiquer une mauvaise dépression de la silice, mais pourrait aussi découler d’une erreur
d’analyse chimique étant donnée la faible concentration de cette espèce dans le
concentré.
Tableau 5.1 : Ébauchage sur la fraction +0.038mm du concentré de carbonate (P2O5).
L’utilisation d’un plan d’expériences avec comme point de référence les conditions de
l’essai 6, permettrait certainement de trouver des conditions conduisant à un rendement
supérieur à 90% avec une teneur de concentré d’ébauchage entre 20 et 25% P2O5.
5.1.2.2 Ébauchage et nettoyage du concentré de carbonates : Flottation directe
Des essais de flottation comprenant une étape d’ébauchage et une étape de nettoyage ont
été effectués pour évaluer la possibilité d’augmenter la teneur en P2O5 du concentré
d’ébauchage. Le schéma de traitement est montré à la figure 5.2. Les essais sont effectués
en utilisant des conditions de flottation d’ébauchage s’approchant des conditions ayant
conduit aux meilleurs résultats. Le concentré d’ébauchage est transféré dans une cellule
Denver de 1,5 litre, le niveau est ajusté avec de l’eau et le pH à 10 avec du NaOH. Cette
opération est suivie d’un conditionnement de 3 minutes avec 2000 à 3000 g/t d’amidon.
Le dosage d’amidon est important, mais pourrait probablement être réduit. Le collecteur
utilisé est l’acide hydroxamique (AERO-6493) avec un dosage de 500 g/t. Le concentré
31
de nettoyage est récupéré pendant 2 minutes. Les rejets de nettoyage et le concentré de
nettoyage sont filtrés, séchés, pesés et envoyés pour analyse chimique par le laboratoire
de Niobec. Normalement les rejets d’ébauchage auraient dû subir le même traitement,
toutefois pour des raisons d’économie en analyses chimiques, les rejets d’ébauchage
n’ont pas été analysés.
Figure 5.2 : Étapes d’ébauchage et de nettoyage pour le concentré de flottation des
carbonates.
Les résultats des meilleurs essais de nettoyage sont résumés au tableau 5.2 qui donne les
teneurs et rendements en P2O5. Les résultats pour le CaO, MgO et SiO2 sont regroupés à
l’annexe C. Le rendement en phosphate est donné par rapport au concentré d’ébauchage
et non par rapport à l’alimentation de l’ébauchage. Le rendement total est calculé en
supposant un rendement d’ébauchage de 75 % qui est le meilleur rendement obtenu à
l’ébauchage. Les teneurs en P2O5 sont encore inférieures à la cible de 35% P2O5. Les
résultats du tableau 5.2 montrent qu’un bon réglage de l’opération des ébaucheurs (test 8)
pourrait conduire à un concentré d’apatite titrant plus de 35% P2O5 avec un rendement
global s’approchant de 50%. Un réglage par plan d’expériences des conditions
d’ébauchage et de nettoyage permettrait certainement d’augmenter le rendement à 60%.
Le concentré de nettoyage de l’essai 8 titre 49,5% CaO ce qui est normal puisque
32
l’apatite contient du calcium. Les teneurs en MgO et SiO2 sont respectivement 3,2% et
0,28% comparativement des teneurs du concentré d’ébauchage de 9,9% et 0,26%
confirmant que la dolomie est effectivement déprimée par l’addition d’amidon, qui d’un
autre coté ne semble pas déprimer les minéraux porteurs de silice.
Tableau 5.2 : Résultats de nettoyage du concentré de carbonates : Espèce P2O5.
5.1.2.3 Résumé : Flottation directe du concentré de carbonate
Les résultats des essais de flottation directe comportant une étape d’ébauchage et une
étape de nettoyage ont permis de faire passer la teneur en P2O5 d’environ 7% dans la
fraction +0.038mm du concentré de flottation des carbonates à plus de 30% dans un
concentré de premier nettoyage. Le rendement global est cependant inférieur à 50%. Un
second nettoyage est nécessaire pour obtenir un concentré d’apatite avec une teneur
dépassant 35% P2O5. Toutefois, il y a place pour amélioration. Les essais présentés dans
ce mémoire sont exploratoires et devraient être suivis d’autres essais visant à trouver un
meilleur réglage des paramètres de la flottation
5.1.3 Enrichissement de l’apatite par flottation inverse : Concentré de carbonates
Les essais d’enrichissement de l’apatite par flottation inverse sont effectués selon le
schéma montré à la figure 5.3. Les essais sont effectués avec 250g de la fraction +400
mailles du concentré de carbonates dans une cellule Denver auto aérée. L’acide
phosphorique est ajouté à la pulpe qui est conditionnée pendant 13 minutes. L’acide
phosphorique agit comme déprimant pour l’apatite et permet d’ajuster le pH à 4,5. Un
acide gras (Sulfat FA-1) est utilisé comme collecteur pour les carbonates. Le mélange
pulpe-collecteur est conditionné pendant 2 minutes. Un concentré de carbonates est
33
ensuite flotté pendant 2 minutes. Après la flottation du concentré, l’air est arrêté et du
chlorure d’aluminium est ajoutée pour déprimer l’apatite pour la seconde étape de
flottation inverse visant à flotter les minéraux porteurs de silice. Le collecteur utilisé pour
flotter les minéraux de silice est une amine de type dodécylamine hydrochloride (fournit
par Leap Labchem Co., Ltd). La flottation des minéraux de silice est effectuée pendant 3
minutes selon la consistance de l’écume. Les réactifs utilisés et les dosages sont fournis
au tableau 5.3. Les dosages utilisés sont inspirés des conditions de flottation utilisées par
Savard (1981) pour le traitement des résidus de Niobec.
Figure 5.3 : Étapes du procédé de flottation inversée d'apatite contenue dans
le concentré de carbonates de Niobec.
Tableau 5.3 : Réactifs et dosages utilisés pour les essais d’enrichissement de l’apatite par
flottation inverse.
Dosage Temps (min) de
Réactifs (kg/t) conditionnement
H3PO4 1,5 13
Alcl3 0,5 3
Sulfat FA-1 0,25 2
Dodecylamine hydrocloride 0,12 2
34
On a effectué plusieurs essais de flottation inversée et les meilleurs résultats obtenus sont
présentés au tableau 5.4. Les essais effectués en flottation inversée n’ont pas permis
d’obtenir une séparation acceptable des minéraux contenus dans le concentré de
carbonates. Les dosages de collecteurs sont probablement trop élevés ou simplement, les
collecteurs utilisés sont inefficaces pour la flottation des carbonates. Les concentrés
d’apatite produits titrent entre 9 à 11% P2O5 avec des récupérations d’environ 50% P2O5.
La flottation inversée n’a pas été retenue pour la suite des travaux.
Tableau 5.4 : Résultats d’un essai de flottation inversée au dégrossissage.
5 . 2 Flottation de l’apatite à partir des rejets du circuit de flottation du
pyrochlore (CFP)
Cette section décrit les essais de flottation visant à valoriser l’apatite dans les rejets du
circuit de flottation du pyrochlore (CFP). Toutefois, nos efforts ayant porté
principalement sur le concentré de carbonates, nous avons effectué moins d’essais sur ce
matériel et nous n’avons pas eu suffisamment de temps pour régler les dosages de réactifs
en fonction des minéraux de gangue dans ce flux de rejets. Les mêmes réactifs et la
même procédure de flottation (Figure 5.1) que pour le concentré de carbonates sont
utilisés pour les rejets du CFP. Cependant, les rejets du CFP étant grossiers (voir chapitre
3) il n’a pas été nécessaire d’effectuer un deschlammage, bien qu’une étude approfondie
de valorisation de l’apatite de ce flux de matière pourrait être abordéeavant
d’entreprendre des travaux d’enrichissement.
Les résultats obtenus pour le P2O5 des essais d’ébauchage effectués sur les rejets du CFP
sont présentés au tableau 5.5. Les résultats pour le CaO, MgO et SiO2 sont regroupés aux
tableaux 5.6 à 5.8. Les résultats montrent une mauvaise sélectivité pour le P2O5 avec un
35
rendement poids pratiquement égal au rendement P2O5. Les teneurs en CaO, MgO et
SiO2 dans les rejets du CFP (alimentation de la flottation) sont en moyenne
respectivement 31, 11 et 3% et passent à des teneurs moyennes de 34, 8,5 et 2,2% dans le
concentré. Les conditions de flottation permettent de rejeter un peu de dolomie porteur
du MgO et de silice. Pour arriver à développer un schéma de traitement adéquat pour les
rejets du CFP, il faudrait procéder à une reconstruction minérale à partir des analyses
chimiques pour identifier les principaux minéraux qui contaminent le concentré et établir
un choix adéquat des réactifs de dépression.
Tableau 5.5 : Ébauchage flottation directe des rejets du CFP : Espèce P2O5.
Tableau 5.6 : Résultats de flottation directe des rejets du CFP : Espèce CaO.
36
Tableau 5.7 : Résultats de flottation directe des rejets du CFP : Espèce MgO.
Tableau 5.8 : Résultats de flottation directe des rejets du CFP : Espèce SiO2.
Quelques essais de nettoyage ont aussi été effectués pour tenter d’augmenter la teneur en
P2O5, mais les résultats sont peu satisfaisants et ne sont pas présentés ici. Pour établir un
bon schéma de traitement il aurait fallu identifier les minéraux de gangue dans les rejets
du CFP.
5.3 Résumé des observations sur la flottation de l’apatite
Le but principal des essais précédents est d'amorcer le développement d'un procédé de
séparation de l’apatite dans les rejets de flottation de carbonate et dans les rejets du
circuit de flottation du pyrochlore. Les travaux devraient être poursuivis pour le
concentré de carbonates et les résultats obtenus pour les rejets du circuit de flottation du
pyrochlore ne doivent pas être utilisés pour conclure que la séparation de l’apatite dans ce
flux de rejets n’est pas possible.
37
Chapitre 6
Conclusion
Le concentrateur de la mine Niobec génère environ 6930 tonnes de résidus miniers par
jour. Ces résidus proviennent des rejets du circuit de pyrochlore, du concentré de
carbonates, du concentré magnétique et des schlamms, i.e. des très fines particules
rejetées avant le circuit de flottation. Ce mémoire porte sur la possibilité de valoriser
certaines substances de ces résidus miniers. Après analyse des caractéristiques des résidus
et discussions avec les propriétaires de l’usine, la décision a été prise d’étudier la
possibilité de récupérer les minéraux porteurs de phosphate présents dans les résidus.
Les travaux réalisés dans le cadre de ce projet sont regroupés dans quatre chapitres de ce
mémoire. Le chapitre 2 présente une description des opérations du concentrateur de la
mine Niobec permettant de mettre en évidence les quatre sources de rejets de l’usine. Par
la suite, on a analysé les caractéristiques de la matière dans les quatre sources de rejets de
l’usine à partir d’échantillons fournis par la compagnie. Les résultats de cette analyse
sont regroupés à la première partie du chapitre 3. Les échantillons de rejets ont été
préparés pour analyse chimique, puis tamisés et le solide des classes granulométriques a
été analysé chimiquement. À partir des résultats de ces travaux, il a été possible de
démontrer que certaines espèces valorisables sont concentrées dans les classes
granulométriques grossières permettant une pré-concentration relativement simple de ces
espèces. La seconde partie du chapitre 3 analyse le potentiel économique de différentes
espèces présentes dans les résidus du concentrateur. L’analyse a porté sur l’apatite, le
niobium, les éléments de terres rares, le zirconium et certains sulfures ; les trois premières
espèces étant celles qui présentaient le potentiel de valorisation le plus important.
Toutefois, après discussion avec les dirigeants de l’usine, la décision a été prise de faire
porter les efforts sur la récupération de l’apatite. La valorisation de l’apatite permettrait
de générer un revenu supplémentaire en donnant un résidu riche en minéraux de
carbonates qui pourrait servir comme agent neutralisant dans les champs.
Le chapitre 4 révise la littérature sur le traitement des roches phosphatées par flottation.
Les collecteurs couramment utilisés, les déprimants, les réactifs auxiliaires, et leurs
38
mélanges dans la flottation des minerais de phosphate ont été présentés. L’enrichissement
de l’apatite se fait par flottation directe ou inversée selon la concentration des minéraux
de gangue. Les acides gras et leurs sel sont été désignés comme les plus utilisés à
l’échelle industrielle dans la flottation directe des phosphates, mais sont aussi utilisés
comme collecteur dans la flottation inversée de la gangue d’un minerai d’apatite. Les
collecteurs cationiques, notamment les amines, sont utilisés pour la flottation inversée.
Les résultats des essais de flottation sont présentés au chapitre 5. Plus de cent essais ont
été réalisés sur le concentré de carbonates et les rejets du circuit de flottation du
pyrochlore. Les meilleurs résultats ont été obtenus avec les conditions expérimentales qui
correspondent à un dosage de 1500 g/t d’amidon avec 800 g/t d’AERO-6493 à
l’ébauchage et 3000 g/t d’amidon avec 500g/t d’AERO-6493 au nettoyage pour le
concentré de flottation de carbonates. Cependant, la flottation de l’apatite à partir des
rejets du circuit de flottation du pyrochlore avec ces conditions expérimentales n’a pas
permis d’obtenir un concentré d’apatite de valeur commerciale..Le meilleur résultat
obtenu lors des essais de flottation sur les rejets pyrochlore correspond à un concentré
ayant une teneur de 14% P2O5 avec rendementen phosphate de 53%. Les travaux vont se
poursuivre afin de trouver une recette pour traiter les résidus du circuit de flottation du
pyrochlore.
Les travaux effectués dans le cadre de ce mémoire de maitrise ont permis de mettre en
évidence la complexité des opérations de flottation pour la valorisation des minéraux de
phosphate dans des gangues de carbonates. Bien que les travaux aient conduit à la
production d’un concentré d’apatite de valeur commerciale avec un rendement acceptable
considérant que la matière première est un résidu, il demeure que nous n’avons
qu’effleuré le problème. Les travaux devraient se poursuivre pour étudier la cinétique de
la flottation de l’apatite et des minéraux de gangue qui contaminent le concentré. Des
conditions de flottation conduisant à des positions avantageuses sur le plan rendement-
teneur auraient probablement pu être identifiées en procédant à des expériences conduites
selon des plans d’expériences de type factoriel. Ces essais auraient alors permis de mieux
comprendre le rôle du collecteur et des déprimants sur la flottation de l’apatite et la
dépression des carbonates. Finalement, l’absence d’information concernant la flottation
39
de l’apatite et des carbonates en fonction de la taille des particules est flagrante dans la
littérature. Ce type d’étude permettrait peut-être de considérer des stratégies
d’enrichissement séparé des particules fines et des particules grossières. Ce projet a donc
permis de mettre en évidence des thèmes de recherche pratique dans le domaine de la
valorisation de l’apatite dans des gangues de minéraux de carbonates, thèmes qui vont
continuer d’être explorés dans les prochaines années.
40
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44
Annexe A
Analyse des échantillons des rejets
Cette annexe regroupe les informations sur les teneurs et distributions granulométriques
du minerai dans les échantillons des quatre flux dirigés aux rejets du concentrateur de la
mine Niobec. Au début du projet nous disposions des certaines informations provenant
du concentrateur de la mine et la compagnie a fourni des échantillons de quatre de ces
flux, et les échantillons ont été analysé chimiquement. On a ensuite tamisé les
échantillons et fait analyser chimiquement chaque fraction retenue sur les tamis. Les
analyses chimiques ont été effectuées par fluorescence X au laboratoire de la mine de
Niobec. Les échantillons sont montés dans des perles de borax avant d’être envoyés à la
fluorescence X.
Les proportions de solide des flux de matière dans les rejets du circuit de flottation du
pyrochlore, le concentré de carbonates, les schlamms et le concentré magnétique sont
données au tableau A-1. Ces proportions sont calculées par rapport au tonnage de
l’alimentation de l’usine. Pour chaque flux il y a trois ensembles de teneur. La teneur
typique nous a été fournie par le concentrateur de Niobec, alors que les autres valeurs
proviennent d’échantillons prélevés sur les flux envoyés au parc à résidus.
45
Tableau A-1. Proportion du tonnage d’alimentation et composition des flux de rejets.
Le tamisage des échantillons a été réalisé en utilisant des tamis dont les mailles vont de
1696 µm à 37µm. La procédure de tamisage correspond à :
quartage et division avec un rifle d’une masse de l’échantillon jusqu’à l’obtention
de 300 à 500g pour le tamisage humide;
tamisage en milieu humide de l’échantillon sur un tamis de 400 mailles ;
séchage à l’étuve des deux fractions - 400 et + 400mailles;
peser chacune des fractions;
tamisage à sec de la fraction de dimension supérieure à 400mailles sur une
batterie de tamis allant de 10 à -400 mailles;
mélange de la portion passant 400mailles lors du tamisage sec avec la portion
passant 400mailles obtenue lors du tamisage humide;
le rejet schlamms qui est composés de particules passant 400 mailles sont traitées
dans un cyclosizer;
Les distributions granulométriques observées pour les 4 flux sont montrées à la figure A-
1.
% du tonnage Teneur en %
alimenté Granulométrie Nb2O5 SiO2 P2O5 Fe2O3 CaO MnO MgO TiO2 ZrO2 Al
Rejet du pyrochlore
Valeurs typiques 58% 0,18 16,02 2,33 8,92 23,13 0,71 11,05 0,21 0,21 4,40
Échantillon-Projet (Tête) 44% >0.106 mm 0,15 9,61 2,37 8,72 27,35 0,77 12,27 0,14 0,09 2,43
Échantillon 2 8% <0.037 mm 0,10 9,76 2,38 8,53 27,44 0,79 12,42 0,16 0,09 2,49
Concentré de carbonate
Valeurs typiques 25% 0,10 1,29 4,30 4,87 33,85 0,98 13,85 0,04 0,04 0,41
Échantillon-Projet (Tête) 4% >0.106 mm 0,10 0,74 5,28 4,44 34,65 0,93 13,32 0,07 0,04 0,20
Échantillon 2 57% <0.037 mm 0,08 0,71 5,58 4,67 34,57 0,92 13,49 0,05 0,04 0,15
Schlamms
Valeurs typiques 13% 0,35 12,43 2,18 7,57 25,59 0,72 11,51 0,23 0,09 4,33
Échantillon-Projet (Tête) 100% <0.037 mm 0,36 7,93 2,43 7,52 29,03 0,77 12,35 0,19 0,07 2,61
Concentré magnétique
Valeurs typiques 3% 0,21 4,01 0,44 77,66 5,43 0,43 2,80 1,31 0,04 0,90
Échantillon-Projet (Tête) 59% >0.106 mm 0,55 2,69 0,52 76,78 6,34 0,45 2,89 1,00 0,05 0,67
Échantillon 2 20% <0.037 mm 0,46 2,82 0,55 75,97 6,44 0,43 2,94 0,94 0,07 0,62
46
Figure A-1. Distributions granulométriques des flux envoyés aux rejets.
Les résultats des analyses granulo-chimiques (analyse chimique des fractions dans les
classes granulométriques) pour le concentré de flottation des carbonates sont présentés au
tableau A-2. Les données de la ligne ‘Échantillon-Projet(Tête)’ correspondent aux
analyses de l’échantillon de tête. Les lignes F100/150, F150/200, F200/270, F270/400 et
F-400 désignent les classes 100/150 mailles; 150/200 mailles . Finalement, la ligne Projet
(Tête calculée) correspond à la teneur de tête calculée à partir des fractions retenues et
teneurs des classes granulométriques en utilisant :
𝑥𝑖;0;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑐 =
∑ 𝑔𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑥𝑖;𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑁𝑔𝑗=1
∑ 𝑔𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑁𝑔𝑗=1
(A-1)
Où 𝑥𝑖;0;𝐶𝑎𝑟𝑏𝑐 désigne la teneur calculée de l’espèce i dans l’échantillon de tête du
concentré de carbonate, 𝑔;𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏, la fraction retenue sur la classe granulométrique j du
concentré de carbonate et 𝑥𝑖;𝑗;𝐶𝑎𝑟𝑏 la teneur de l’espèce i dans la classe granulométrique j
du concentré de carbonates.
47
Tableau A-2.Analyse granulo-chimique de l’échantillon de concentré de carbonates.
Normalement la teneur mesurée pour l’échantillon de tête devrait correspondre à la teneur
calculée à partir des analyses des classes granulométriques. Bien que la concordance soit
assez bonne dans le cas du concentré de carbonates (Tableau A-2), il y a des différences
entre les valeurs calculées et mesurées. On a utilisé une méthode de réconciliation de
données afin d’éliminer ce conflit entre les mesures.
Les résultats de l’analyse du concentré de séparation magnétique sont présentés au
tableau A-3. Comme pour l’échantillon des rejets du concentré de carbonates, il y a des
écarts importants entre les teneurs calculées et les teneurs observées pour le Nb2O5, le
CaO, le TiO2 et l’aluminium. Par exemple l’écart entre la teneur observée (0,55%) et
calculée (0,46%) est important et mériterait peut-être d’être validé par une autre prise
d’échantillon. Pour les autres espèces, la cohérence est assez bonne entre les teneurs de
tête mesurées et calculées à partir des analyses granulo-chimique.
48
Tableau A-3. Analyse granulo chimique du concentré magnétique
Les résultats de l’analyse pour les rejets du circuit de flottation du pyrochlore sont
présentés au tableau A-4. Il y a des écarts importants entre les teneurs calculées et les
teneurs observées pour le Nb2O5, le CaO, le TiO2 et l’aluminium. On peut conclure que
l’échantillon n’est peut-être pas représentatif des conditions normales d’opération du
circuit. À l’exception du Nb2O5, la cohérence est assez bonne entre les teneurs de tête
mesurées et calculées à partir des analyses granulo chimiques.
Tableau A-4. Analyse granulo-chimique des rejets du circuit de flottation du pyrochlore.
Tableau A-5.Analyse granulo- chimique des schlamms.
49
Les résultats de l’analyse chimique pour l’échantillon de schlamms sont donnés au
tableau A-5. Il y a aussi des écarts très importants entre les teneurs typiques et les teneurs
observées des échantillons pour le P2O5 et l’aluminium. Nous n’avons pas fait analyser
les fractions du cyclosizer puisque la masse de matière était insuffisante pour l’analyse
par fluorescence X.
50
Annexe B
Méthodes de production des phosphates
Au chapitre 4, on retrouve une brève revue des pratiques industrielles utilisées pour
l’enrichissement des minéraux de phosphates et les mécanismes permettant la flottation
sélective des minéraux de phosphate. Cette annexe présente une courte généralité sur les
phosphates en portant non seulement une attention particulière sur les différentes roches
exploitées pour leur contenu en phosphate, mais aussi sur la production des concentrés de
phosphate dans le monde.
Généralités sur les phosphates
Les phosphates sont des composés qui contiennent du phosphore. Ils font éléments de la
troisième rangée de la table périodique de Mendeleïev. On ne le retrouve jamais sous
forme libre, mais sous forme combinée dans les roches phosphatées. C’est un élément
essentiel et indispensable dans le métabolisme des êtres vivants dans lesquelles il se
présente sous forme minérale ou organique. Il n'y a pas de substitut pour le phosphore
dans l’application agricole.
Le phosphore fut découvert en 1669 par l’Allemand Hennig Brandt qui l’obtint à partir de
l’évaporation d’une grande quantité d’urine humaine Pereira (2013). Ce n’est qu’après un
siècle en1769, que le chimiste suédois Carl Wilhelm Scheele mettait en évidence un
procédé de préparation à partir des os d’animaux4.
Les roches exploitées pour leur contenu en phosphate
Les principaux gisements de roche phosphatée sont:
les roches phosphatées d’origine sédimentaire;
les roches phosphatées d’origine ignée;
les roches phosphatées d’origine métamorphique;
4(Encyclopedia Wikipedia).
51
les accumulations phosphatées (sources biogéniques)
L’évolution de la production mondiale des ressources minières et la progression
de la production annuelle depuis l’an 2013sont présentées au tableau B-1
Tableau B-1.L’évolution de la production mondiale et les réserves minières
Source: U.S. Geological Survey, Mineral Commodity Summaries, 2015
Comme indiqué dans le tableau, entre 2013 et 2014, les principaux pays producteurs
furent dans l'ordre: les États-Unis, l'Union Soviétique et le Maroc. L’USGS (2015)
affirme que la capacité de production mondiale des roches phosphatées était de 225 Mt
en 2013 et 220 en 2014. Et probablement à 258 Mt en 2018. La plupart de l'augmentation
a été prévu de se produire à l'expansion et le développement d'une nouvelle mine en
52
Arabie Saoudite. Le reste de l'augmentation est attendue de l'expansion des mines
existantes en Jordanie, Kazakhstan, Pérou, la Russie, et la Tunisie.
53
Annexe C
Préparation de l’amidon et du silicate de sodium
Les réactifs de flottation sont souvent vendus à l’état solide ou comme poudre de sorte
qu’ils doivent généralement être dissous et préparés avant d’être incorporés dans une
pulpe de minerai. Cette annexe d’écritla procédure de préparation des déprimants
utilisés
Procédure de préparation de (l’amidon +NaOH)
1. Peser sur une balance 2g de poudre d’amidon ;
2. Ajouter dans un bécher contenant 150 g d’eau ;
3. Chauffer le contenu pendant 30 minutes;
4. Dissoudre 2 grammes de NaOH dans un bécher de 20g d’eau;
5. Ajouter la solution de NaOH dans la solution d’amidon chauffée. Il est important
que les proportions d’amidon et NaOH soient égales ;
6. Agiter la solution mélangée et chauffer pendant 2 minutes qui après agitation
donnent une gelée translucide ;
7. Enfin, ajouter de l’eau pour obtenir 200g de solution d’amidon et de NaOH.
Procédure de préparation du Na2SiO3.
1. Peser sur une balance 5 g de Na2SiO3;
2. Ajouter dans un bécher contenant 150g d’eau ;
3. Chauffer le contenu pendant 30 minutes;
4. Ajouter 2 grammes de NaOH dissout dans la solution de Na2SiO3 chauffée ;
5. Agiter la solution chauffée pendant 2 minutes;
6. Enfin, ajouter de l’eau pour obtenir 200g de solution.
54
Annexe D
Résultats des essais de flottation
D.1 Ébauchage en flottation directe : Fraction +0.038mm du concentré de carbonate
Tableau D.1.1: Résultats des essais de flottation directe : Espèce CaO.
Tableau D.1.2: Résultats des essais de flottation directe : Espèce MgO.
55
Tableau D.1.3: Résultats des essais de flottation directe : Espèce SiO2.
D.2 Ébauchage et nettoyage en flottation directe : Fraction +0.038mm du concentré
de carbonate
Tableau D.2.1: Résultats de nettoyage du concentré de carbonates: Espèce CaO.
56
Tableau D.2.2: Résultats de nettoyage du concentré de carbonates: Espèce SiO2.