I.1. Généralités sur les usines de RUASHI MINING

RUASHI MINING sprl est une entreprise minière créée en 2005 suite à un partenariat entre la générale des carrières et des mines (Gécamines) et le groupe METROREX (actuellement partenaire de la firme chinoise JIN CHUAN Group). Elle extrait le cuivre et le cobalt à partir de l’ancienne mine à ciel ouvert de l’étoile, actuelle carrière RUASHI.

Depuis son implantation en 2006, RUASHI MINING s’est donné à la production des concentrés de cuivre par flottation et cela pendant 3 ans. Ce n’est qu’en 2008 que l’usine hydrométallurgique de production des cathodes de cuivre et des concentrés de cobalt a été construite et est active jusqu’aujourd’hui.

RUASHI MINING est située dans la commune de la RUASHI à plus ou moins 10 km au Nord-

Est du centre de la ville de Lubumbashi au Sud-Est de l’aéroport de la LUANO, dans la province du Haut Katanga en République démocratique du Congo.

La carrière de RUASHI, principale pourvoyeuse des minerais de l’usine, contient des minerais   qui titrent en moyenne 3% cuivre et 0.4% cobalt. Il faut souligner que beaucoup d’éléments accompagnent ce cuivre et ce cobalt. Principalement le fer sous forme de d’hématite et de limonite (4.5% Fe), le manganèse (0.4%), la silice avec une forte teneur (56%) et le talc. On y trouve également quelques éléments importants comme le zinc et l’argent à des teneurs très faibles.

La superposition des couches de haut en bas se présente de la manière ci-après :

− Dolomies supérieures (D.S) avec intercalation schisteuse sur une épaisseur moyenne de plusieurs dizaines des mètres ;

− Calcaire à minerai noir (C.M.N) sur 30 mètres ;

− Schistes dolomitiques avec intercalation des bancs très graphiteux dont l’un appelé Grand banc graphiteux et deux niveaux particuliers l’un renfermant des grands cristaux idiomorphes de dolomie pigmentée par du graphite, l’autre plus dolomitique dénommé Black Ore Main Zone (B.O.M.Z) ;

− Roches siliceuses (R.S.C) ;

− Roches siliceuses feuilletées (R.S.F) à environ 7 mètres ;

− Dolomies inferieures et roches argilo-talqueuses, avec au contact des R.S.F une formation particulière dénommée dans la carrière ‘’minerai vert’’ (M.V) aux environs de 8 mètres.

Les minéraux valorisables contenus dans les minéraux sont :

− L’hétérogénéité : CoO.Co₂O₃.Cu₂O.H₂O ;

− La malachite : CuCO₃.Cu(OH)₂ ;

− Le sel rose de cobalt : CoCO₃ ;

− La chrysocolle : CuSiO₃ ;

− La planchéite : CuSiO_{3. Cu}(OH)₂. H₂O.

Dans les couches inférieures non oxydées, on retrouve les sulfures suivants :

− La chalcopyrite CuFeS₂ ; − La chalcosine : Cu₂S.

I.2. Description des usines de Ruashi Mining-Production des hydroxydes de cobalt.

RUASHI MINING produit le cuivre sous forme des cathodes à une pureté de 99,99% cuivre et le cobalt sous forme d’hydroxydes à une concentration moyenne de 27% à partir d’une alimentation de titrant 2,5-3% Cu et 0.4-0,5% Co. Elle possède pour cela, deux circuits de production : le circuit cuivre et le circuit cobalt. Les étapes intervenant dans ces deux circuits sont :

− L’extraction minière et le transport du minerai à l’endroit de stockage ;

− La réduction granulométrique sèche et humide ;

− La lixiviation et la décantation ;

− L’extraction par solvant ;

− L’électrolyse du cuivre ;

− La production des hydrates de cobalt.

La capacité actuelle de production est de 45 000 tonnes de cuivre et 5 000 tonnes d’hydrates de cobalt par an. Le flow sheet général de production des usines de Ruashi Mining est repris à la figure I.1.

I.2.1. Circuit cuivre

1. Transport et stockage des minerais

Après l’excavation des minerais, ils sont transportés jusqu’à l’endroit de stockage à l’aide des camions bennes où ils sont stockés en cinq remblais suivant leurs catégories et leur teneur en cuivre et cobalt.

Les différents remblais sont :

− Minerais High Grade HG. Ce sont des minerais oxydés Cu-Co riches en cuivre. Ils contiennent peu de talc. Ils titrent 12,32% Cu et 0,63% Co.

− Minerais Low Grade LG. Ce sont des minerais oxydés Cu-Co avec une teneur en cuivre inferieur à celle des minerais HG. Ils contiennent beaucoup de talc et titrent approximativement 0,124% Cu et 0,27% Co.

− BOMZ. Ce sont des minerais oxydés riches en cobalt. Ils contiennent peu de talc et titrent approximativement 0,6% Cu et 0,96% Co.

− MV Low Grade. Ce sont des minerais oxydés pauvres en cuivre et trop talqueux et titrent approximativement 0,8% Cu et  0,17% Co.

Après un calcul de charge, les minerais sont mélangés afin d’avoir une teneur moyenne de 3 % cuivre et 0,4 % cobalt pour l’alimentation de l’usine. La charge est ensuite envoyée à la fragmentation et au broyage pour la réduction granulométrique.

1. Le département solide

La première étape est la fragmentation sèche, elle se fait  dans trois concasseurs à mâchoires de type ORLOND, dont deux fonctionnent au courant électrique et le troisième avec du mazout.

Le concasseur primaire a une capacité maximale de 300 t/h.

A côté du concasseur primaire, deux concasseurs de secours, pour assurer le concassage en cas de disfonctionnement du concasseur primaire. 

Les minerais ainsi concassés sont transportés sur des bandes transporteuses vers le stockage en remblais pour l’alimentation du circuit de broyage humide.

La seconde opération est une fragmentation humide, appelée broyage humide, elle possède cinq  broyeurs, dont l’un primaire (broyeur semi autogène) et quatre secondaires utilisant des boulets comme corps broyant.

L’ajout des boulets dans broyeur semi autogène est fonction de la dureté des minerais. Le broyeur primaire a une capacité de 250 t/h et est couplé à un trommel à sa sortie. Ce dernier  assure une séparation granulométrique. Les grains fins sortant du trommel, tombent dans une bâche constituant une pulpe tandis que les refus retournent sur la pile de stockage. 

La pulpe est pompée vers une batterie de cyclones classificateurs, 5 cyclones au total assurent le classement dimensionnel.

Les UF des cyclones, des dimensions comprises entre 40-60 mm, alimentent le broyage humide secondaire dans 4 broyeurs à boulets en parallèle via un distributeur. A la sortie du broyage secondaire, la pulpe retourne dans la bâche et est renvoyée aux cyclones.

1. Décantation – Epaississement

Les OF des cyclones sont conduits dans un décanteur épaississeur ‘’Pre-leach’’de densité de soutirage à l’UF 1,55, et de capacité 210 t/h. Cette pulpe soutirée à l’UF alimente les tanks de lixiviation. Un floculant (BRONTE 103, RHEOMAX) est ajouté dans le décanteur pour améliorer la décantation. Cet épaississement permet d’éviter beaucoup d’eau à la lixiviation et éviter ainsi une grande consommation d’acide sulfurique.

1. Lixiviation

L’unité de lixiviation comprend deux grands tanks de stockage ouverts, de 1400 m³ de capacité chacun, dotés d’agitation pour l’homogénéisation de la pulpe et la lixiviation proprement dite se passe dans 4 réacteurs fermés de 1400 m³ de capacité chacun dotés d’agitation mécanique, travaillant en série. Elle se fait par ajout d’une solution d’acide : le raffinat HG qui est un retour de l’extraction par solvant après épuisement en ions Cu²⁺ par la solution organique et l’acidification de cette dernière. Un ajout de réducteur (Na₂S₂O₅) permet le réglage du potentiel redox à 415 mV pour favoriser le passage en solution du cobalt trivalent.

Les débits du raffinat et de la pulpe sont respectivement de 450m³/h et 200m³/h, le temps de séjour de la pulpe dans les réacteurs de lixiviation est de 8 heures et la vitesse d’agitation est de 450tr/min.

Les gaz de lixiviation sont recueillis et neutralisés à l’aide du NaOH dans un Scrubber. 

Par suite de la nature des minerais utilisés par RUASHI MINING, qui sont talqueux dolomitiques, nous observons une consommation accrue d’acide sulfurique.

Voici quelques réactions de lixiviation susceptibles de se dérouler (METOREX Limited, 2014).

− Hétérogénite :

Avec a, b, c, d des coefficients stœchiométriques variables, on a respectivement :

𝐶𝑜𝑂 + 𝐻₂𝑆𝑂₄ → 𝐶𝑜𝑆𝑂₄ + 𝐻₂𝑂   (I.1)

𝐶𝑢𝑂 + 𝐻₂𝑆𝑂₄ → 𝐶𝑢𝑆𝑂₄ + 𝐻₂𝑂   (I.2)

2𝐶𝑜₂𝑂₃ + 𝑁𝑎₂𝑆₂𝑂₅ + 𝐻₂𝑆𝑂₄ → 4𝐶𝑜𝑆𝑂₄ + 𝑁𝑎₂𝑆𝑂₄ + 3𝐻₂𝑂     (I.3)

− Malachite: 𝐶𝑢𝐶𝑂₃  𝐶𝑢(𝑂𝐻)₂ + 𝐻₂𝑆𝑂₄ → 2𝐶𝑢𝑆𝑂₄ + 𝐶𝑂₂ + 3𝐻₂𝑂 ;

− Cuprite: 𝐶𝑢₂𝑂 + 𝐻₂𝑆𝑂₄ + 𝐹𝑒(𝑆𝑂₄)₃ → 2𝐶𝑢𝑆𝑂₄ + 𝐻₂𝑂 + 2𝐹𝑒𝑆𝑂₄ ;

− Sphaerocobaltite: 𝐶𝑜𝐶𝑂₃ + 𝐻₂𝑆𝑂₄ → 𝐶𝑜𝑆𝑂₄ + 𝐶𝑂₂ + 𝐻₂𝑂 ;

Lors de cette lixiviation, le pH est maintenu entre 1,5 à 1,8, la granulométrie souhaitée est de 200 mesh (75 microns), la densité de la pulpe est comprise entre 20 et 22% de solides dans les réacteurs de lixiviation tandis que la sortie de l’épaississeur, elle varie entre 58-62% de solides (1550 à 1600g/l). Le temps de séjour est de  2 heures par réacteur, ce qui donne un temps total de lixiviation d’environ 8 heures. L’agitation est importante pour s’assurer que les solides contenus dans la pulpe sont bien mélangés et gardés en suspension.

1. Décantation et lavage à contre-courant

Après la lixiviation, la pulpe est déversée dans le décanteur I appelé CCD0 sans lavage sans à contre-courant. La solution claire de ce décanteur est pompée vers un clarificateur ayant pour rôle de retenir le maximum de solides avant de la déverser dans un bassin, constituant ainsi l’alimentation du circuit High Grade de cuivre avec une concentration en moyenne de 8-10 g/l en

Cu et ±3g/l  en Co. Tandis que l’UF est pompé vers le décanteur II, ce dernier renvoyant à son tour son UF au suivant, ainsi de suite jusqu’au dernier (CCD4).

Le lavage à contre-courant est opéré dans les 4 décanteurs en commençant par le dernier jusqu’au deuxième (CCD1) et la solution claire du deuxième décanteur est pompée vers le clarificateur avant de se déverser dans un autre bassin qui constitue le circuit Low Grade avec une concentration de 4-6 g/l Cu et ±1,5 g/l Co.

L’usine dispose de deux clarificateurs dont l’un est alimenté par le HGPLS (l’OF du décanteur I) et l’autre par le LGPLS (l’OF du décanteur II).

1. Extraction par solvant

Le but de l’extraction par solvant est de purifier et  concentrer le cuivre contenu dans la solution imprégnante d’une manière sélective dans une autre solution aqueuse. Cette section comprend deux circuits à savoir  le circuit SX HG et le circuit SX LG. Ces deux circuits sont quasiment identiques à la seule différence que le circuit SX HG traite  l’HG PLS et renvoi son raffinat à la lixiviation alors que le circuit SX LG traite du LG PLS et son raffinat constitue l’alimentation du circuit de décobaltage. Les phases aqueuses chargées provenant des deux circuits SX mises ensemble constituent l’électrolyte chargé qui alimente la salle d’électrolyse d’extraction.

Le processus d’extraction peut être résumé en ces deux rections :

• Extraction :

𝐶𝑢²⁺ + 2𝑅𝐻(𝑜𝑟𝑔) → 𝑅₂𝐶𝑢 + 2𝐻⁺          (I.4)

• Stripage :

𝑅₂𝐶𝑢 + 2𝐻⁺ → 𝐶𝑢²⁺ + 2𝑅𝐻(𝑜𝑟𝑔)             (I.5)

A l’extraction, il se passe l’extraction du cuivre Cu²⁺ de la phase aqueuse ici appelée PLS vers la phase organique. A ce niveau, le PLS a une acidité de 6 g/l (ne doit pas dépasser 9 g/l de peur d’amorcer le stripage).

 La phase organique est une solution composée d’un extractant de cuivre, le LIX 984N, dilué à l’aide d’un volume de paraffine. Le mélange du LIX et du diluant se fait suivant un rapport d’unité, alors que le ratio  .

Après la deuxième extraction, le raffinat titre 0.5-1 g/l Cu, et a une acidité de 10-13 g/l. Une unité d’extraction se constitue d’un tank mixer et d’un décanteur. Le tank mixer est le réacteur dans lequel les deux phases sont mises en contact. Il est doté d’une agitation, qui permet un mélange intime des deux solutions, favorisant ainsi les réactions d’extraction, tandis que dans le décanteur se fait la séparation des deux phases sur bases des densités.

Au stripage, le cuivre 𝐶𝑢²⁺ passe de la phase organique vers une nouvelle phase aqueuse, qui est une solution de retour d’électrolyse. Cette solution titre 40 g/l Cu, 0,27 g/l Co et possède une acidité de 180g/l, tandis que l’électrolyte chargé qui va à l’électrolyse titre 60 g/l Cu et 0,3 g/l Co.

Après extraction du cuivre, la solution dépourvue en cuivre appelée raffinat est renvoyée à la lixiviation, bénéficiant de son acidité élevée. Elle titre 2 g/l Cu, 4,5 g/l Co, 1,5g/l Fe, 3 g/l Mn et une acidité de 16,97 g/l.

Au lavage, on élimine les impuretés de la phase organique, à l’aide d’une eau acidifiée titrant 2,5 à 4 g/l d’acide.

1. Electrolyse d’extraction

L’objectif poursuivi dans cette unité est la récupération du cuivre contenu dans la solution d’électrolyte chargée et de le déposer sur des cathodes.

La salle d’électrolyse comprend 96 cuves scindées en 4 sections (A, B, C, et D). Chaque section comprenant 24 cuves. La section A est la section d’ébauchage tandis que les trois autres sont commerciales. La section d’ébauchage a comme rôle de retenir le maximum d’organique qui a échappé à la filtration, elle est donc la section en amont qui reçoit l’électrolyte chargé.

Après ébauchage, l’électrolyte est pompé vers le tank house, compartiment A (tank de stockage) avant l’alimentation des sections commerciales. Dans ce compartiment, est ajouté de l’acide frais pour le réglage de l’acidité à 180g/l, et après épuisement, la solution épuisée est pompée vers le compartiment B du tank house, ce dernier remplissant par débordement un bassin de stockage.

On ajoute le floculant dans les sections commerciales pour précipiter les particules solides au fond des cuves, évitant ainsi le dépôt des solides avec le cuivre. La salle d’électrolyse est alimentée par deux redresseurs de courant et tension nominale respectivement 30KVA et 240V chacun.

Les cuves comprennent 82 anodes et 83 cathodes. Le débit d’entrée de l’électrolyte chargé dans la section d’ébauchage A est de 350m³ tandis que celui de l’entrée dans les sections commerciales est de 1100m³.

Le temps de cycle de l’électrolyse est de 6 jours et le déchargement est de 27-28 feuilles par jour reparties en 16 cuves.

Les cathodes sont des feuilles d’acier inoxydable, de dimensions1,2 × 0,9 𝑚, la capacité d’une cuve est de 14m³ et le rendement de l’électrolyse est de 90%, tandis que les anodes sont en plomb.

I.2.2. Circuit cobalt

Le département ‘’solution cobalt’’ s’occupe de la production des concentrés de cobalt sous forme d’hydroxydes à partir du raffinat Low Grade, en éliminant d’abord les impuretés dont le fer,                  le cuivre résiduel, le manganèse et l’aluminium, par précipitation.

Ce département comprend trois grandes parties à savoir :

− Le déferrage ;

− Le décobaltage  proprement dit et − Le traitement des eaux.

1. Le déferrage

Cette opération consiste à éliminer le fer et l’aluminium du raffinat LG par précipitation. Elle se fait dans quatre réacteurs fermés, chacun d’eux avec ses paramètres de consignes tels que repris sur le flow sheet de la figure I.2.

Le réglage du pH dans les réacteurs est assuré par alimentation de la chaux tandis que celui du potentiel redox est assuré par l’introduction de l’air comprimé.

L’ajustement de ces deux paramètres permet la précipitation sélective des éléments dans chacun des réacteurs. Ainsi :

− Le réacteur 101 vise la précipitation du fer ;

− Dans 102 et 103 se fait la précipitation de l’aluminium et du cuivre résiduel ;

− Dans 103 et 104 se fait la précipitation de manganèse et − Dans 104 continue la précipitation du manganèse.

Le temps de séjour dans les quatre réacteurs de déferrage est de 4 heures et le débit de circulation du raffinat est de 300m³/h.

En aval des réacteurs de précipitation se trouvent un décanteur clarificateur dans lequel est ajouté un floculant pour permettre une bonne séparation des phases liquide et solide. 

Les réacteurs communiquent entre eux par débordement, et il en est de même pour le dernier réacteur avec le décanteur qui le succède.

L’OF du décanteur de déferrage est envoyé au décobaltage où il subit des opérations similaires à celles observées au déferrage, tandis que l’UF est envoyé sur le filtre à bande où il est lavé et repulpé avant d’être pompé vers la neutralisation.

1. Décobaltage

Le décobaltage comme le déferrage se déroule en quatre étapes dans quatre réacteurs ouverts dont chacun avec ses paramètres de consigne, tel que repris à la figure I.3.

Figure I.3. Flow- sheet de la section de précipitation cobalt.

Le réglage de pH se fait par l’ajout du MgO pour élever le pH. Dans les réacteurs 101 et 102 du MgO est ajouté alors que dans les derniers réacteurs 103 et 104, l’on ajoute du  NaOH pour stabiliser le pH. Ces 4 recteurs sont secondés par un décanteur de séparation solide-liquide, un clarificateur, un filtre presse et un séchoir. L’OF du décanteur alimente le premier réacteur de précipitation du magnésium et manganèse. Le filtrat du filtre presse est recirculé au décanteur de la précipitation cobalt alors que le gâteau séché constitue le produit fini de ce circuit.

Les réactions mises en jeu sont les suivantes :

𝐶𝑜𝑆𝑂₄ + 𝑀𝑔𝑂 + 𝐻₂𝑂 ⇌ 𝐶𝑜(𝑂𝐻)_{2( ⇃)} + 𝑀𝑔𝑆𝑂₄ (I.6)

𝐶𝑜𝑆𝑂₄ + 2𝑁𝑎𝑂𝐻 ⇌ 𝐶𝑜(𝑂𝐻)_2(⇃) + 𝑁𝑎𝑆𝑂_{4(𝑎𝑞)}     (I.7)

Actuellement le rendement de précipitation cobalt est à une moyenne de 85% et le taux de récupération globale est d’environ 72%.