VALORISATION DU MINERAIS DE KIMPE A L'AIDE DES COLLECTEURS DU TYPE XANTHATES CAS DE POTASSIUM BISULFITE XANTHATE NORMAL.

VALORIZATION OF KIMPE ORE USING COLLECTORS OF THE TYPE XANTHATES CASES OF POTASSIUM BISULPHITE XANTHATE NORMAL.

Martin MUTALA KABIMBI<fnref n="1" />, Teddy MUCAIL-A-MUCAIL<fnref n="1" /> John Siloe MWENGE <fnref n="1" />,KYUNGU LUKOMBA Demers<fnref n="1" />,KUMWIMBA

MASENGO Clarisse<fnref n="1" />, Syntiche, ELEMBA<fnref n="2" />, LUHEMBWE BARUANI Jean<fnref n="3" />, Oscar KAYEMBE<fnref n="4" />

**Abstract**

This work presents the results of the study of the influence of the doses of the Potassium Butyl Xanthate Normal collector and that of sodium sulfhydrate (NaHS) in terms of yield and quality in the flotation of oxidized ores from the Kimpe deposit. The ore studied contains copper and cobalt in the form of the following minerals: malachite, azurite, cuprite and trace heterogeneite with average grades of 2.04% Cu and 0.78% Co. The results of the reagents studied under the conditions of our tests were assessed on the basis of the flotation performance of the two metals copper and cobalt. We used different doses and the optimum use of PNBX was 350g/t against 3500g/t of NaHS. It was produced a roughed and final concentrate with a better recovery yield of 84.34% and 57.61% respectively copper and a copper purity of 3.99% Cu and 7.22% Cu. For cobalt the recovery was 81.33% ...

Keywords: valorisation, improvement, strength collector, Environmental protection

**Résumé**

Ce travail présente les résultats de l'étude de l'influence des doses du collecteur de Potassium Butyl Xanthate Normal et de celle du sulfhydrate de sodium (NaHS) en termes de rendement et de qualité dans la flottation des minérais oxydés du gisement de Kimpe. Le minerai étudié contient du cuivre et du cobalt sous forme des minéraux suivants : malachite, azurite, cuprite et hétérogénéite trace avec des teneurs moyennes de 2,04 % Cu et 0,78 % Co. Les résultats des réactifs étudiés dans les conditions de nos tests ont été évalués sur la base des performances de flottation des deux métaux que sont le cuivre et le cobalt. Nous avons utilisé différentes doses et l'utilisation optimale de PNBX était de 350 g/t contre 3500 g/t de NaHS. Il a été produit un concentré brut et final avec un meilleur rendement de récupération de 84,34 % et 57,61 % respectivement de cuivre et une pureté de cuivre de 3,99 % Cu et 7,22 % Cu. Pour le cobalt, la récupération a été de 81,33 % ...

**Mots clés** : valorisation, amélioration, collecteur de force, Protection de l'environnement
Correspondance :

Martin MUTALA KABIMBI, Ministry of Scientific Research, General Commission for Atomic Energy, Provincial Branch, Lubumbashi, Democratic Republic of Congo Phone: +243993194593-Email: martinmutala12@gmail.com

<footnote n="1">¹ Ministère de la recherche scientifique, Commissariat Général à l'Energie Atomique, Antenne Provinciale, RDC</footnote>

<footnote n="2">²Université de Lubumbashi, Faculté des sciences, Lubumbashi, Katanga, RDC</footnote>

<footnote n="3">³Ecole supérieure des ingénieurs industriels, université de Lubumbashi</footnote>

<footnote n="4">⁴Département de Chimie, Faculté de sciences, Université de Lubumbashi</footnote>
## INTRODUCTION

Depuis le siècle dit de la lumière jusqu'à nos jours, l'usage des métaux ne fait que croître suite à une technologie croissante. Des milliers des tonnes des minerais sont extraits chaque jour du sous-sol pour répondre à une forte demande du marché. Ceux-ci sont classés parmi les matières premières non renouvelables (Epuisable) certaines entreprises minières sont obligées de traiter des gisements pauvres ou de recycler les rejets.

Parmi les techniques de traitement des minerais pauvres en cuivre et cobalt, figure la flottation. Elle est préférable et beaucoup plus utilisée malgré sa complexité. Le recours à cette technique exige de tenir compte des aspects technico-économico-environnementaux comme d'ailleurs pour tout autre procédé métallurgique.

Au vu des enjeux actuels du prix de cobalt sur le marché international, plusieurs multinationales viennent investir dans le coperbelt. Malgré que la géologie de cette dernière ne permet pas une bonne exploitation des métaux à cause de sa gangue.

Il sera question pour notre projet d'optimiser quelques paramètres de flottation à la mousse des minerais oxydé du gisement de Kimpe à l'aide des réactifs usuels plus principalement le collecteur et l'agent sulfurant ; d'où la «VALORISATION DU MINERAIS DE KIMPE À L'AIDE DES COLLECTEURS DU TYPE XANTHATE CAS DE PNBX»

Pour arriver à déterminer la dose optimale du collecteur PNBX, nous avons gardé les paramètres non étudiés constant et à la valeur de l'usine avons fait varier seulement la dose du collecteur et celle de l'agent sulfurant NaSH.

## DESCRIPTION DU GISEMENT DE KIMPE

Le gisement de Kimpe dont il est question dans cette étude est situé à 50Km de la mine de Musoshi soit à environ 112 Km de la ville de Lubumbashi. C'est un grand gisement qui se trouve à proximité du gisement de Kinsenda tout près de la frontière RD Congo - Zambie et comprend trois écailles principales (KIPAPILA I, II et III). Appartenant au Copperbelt RD Congo-Zambie, Kimpe est un gisement cupro-cobaltifère dont l'exploitation minière a commencé vers les années 1930 avec l'Union Minière du Haut Katanga (U.M.H.K). Ce gisement est traversé au nord par les rivières Kimfwi, Bwikondwe, Kotelo, Sala et Kankutu et au sud par les rivière Lupalabwa, Bwalyashiku et Kinfwi qui est un affluent de la Kafubu. La localisation géographique des trois écailles qui constituent le gisement de Kimpe :
- Kipapila Nord (I)

- Kipapila Central (II)

- Kipapila Sud (II)

Longitude : 598805, Latitude : 8570454, Altitude : 1239.3

<figure><img src="image_1.png" /><figcaption>Figure 1 : Principaux gisements métallifères de la Ceinture de
Cuivre de l'Afrique Centrale</figcaption></figure>

Historique du gisement de Kimpe

Ce gisement a été découvert vers 1930 par la mission Sud-Katanga. En 1929, l'Union Minière du Haut Katanga (UMHK) confia l'étude cartographique et la recherche minière de la concession au SE de Lubumbashi (entre la rivière Kafubu et la frontière zaïro-zambienne) à la mission Sud-Katanga qui sera dirigée par Marcel Gysin et durera trois ans soit de 1929 à 1932.

Avant 1940, l'UMHK effectua une campagne de sondages qui conduisit à estimer les réserves à 4.000.000 tonnes de minerai à 7,5 % de Cu soit 300.000 tonnes de Cu métallique. Et les travaux se sont poursuivis en 1934 et qui en première étape, ont consisté à des recherches d'exploration géologique comme le forage des petit puits qui donnent les premières informations que contient le sous-sol, puis les tranchées et enfin les sondages.

En outre, ce n'est qu'en 1971 que la SODIMICO (Société de Développement Industriel et Minier du Congo), entama une réévaluation des réserves du gisement de Kinsenda. Les travaux miniers débutèrent en octobre de la même année. Lorsque le Congo changea son nom en Zaïre en 1974, la SODIMICO devient SODIMIZA (Société de Développement Industriel et Minier du Zaïre).
L'inauguration officielle de la mine de Kinsenda eut lieu en octobre 1977. Ces travaux ces sont
fait comme suit :

1. Prospection géophysique : qui consistait à faire une induction polaire (IP) sur toute la superficie qui couvre Kipapila I, II et III jusqu'à Mwati ;

2. les Travaux Géochimiques : qui ont consistaient à recueillir des informations nécessaires au guidage des travaux de forage et géologique ;

3. travaux géologique : qui ont consistaient à exécuter un total de 11 forages pour une connaissance approfondie en termes de minerais que regorge ce gisement.

En juillet 1987, la société zaïroise, GECAMINES (Générales des Carrières et des Mines) fut désignée par le Conseil Exécutif du Zaïre, comme nouveau gestionnaire de la SODIMIZA.

La troisième partie des travaux réalisés par la Société de Développement Industrielle et minier du Zaïre s'est basée sur la prospection géochimique qui a abouti à une collection de 252 échantillons qui connaitront une analyse qualitative et quantitative en Cu, Co, Fe, Ni, Mn... C'est grâce à ces travaux que l'on a pu trouver des anomalies géologiques corallifères d'une Longueur de plus ou moins 400 mètres qui permettront à situer le gisement de Kimpe sur le plan minéralisation, stratigraphique, structurale, lithologique...

En fin les travaux se poursuivront avec la Société de Développement Industriel et Minier du Congo (SODIMICO) avec le changement de la République du Zaïre en République Démocratique du Congo vers les années 1998 jusque fin 1999.

## FORMATION GEOLOGIQUE ET MINERALISATION GISEMENT DE KIMPE

### Formation géologique

A Kinsenda, la base du Roan est représentée par des arkoses, conglomératiques ou non. Ces formations reposent en discordance sur un socle ubendien et tardi-ubendien composé de roches métamorphiques, de granites plus ou moins mylonitisés et de diabase.

Toutes ces roches, généralement grossières, peuvent être tantôt bien tantôt mal classées.

Etant dans le dôme de la Luina, le gisement de Kimpe connait plusieurs formations géologiques dont :

- **Formation de Mutonda**

Elle est essentiellement arkosique à la base, où alternent des arkoses grossières voire même conglomératiques et des arkoses fines ou des siltites. Ces arkoses peuvent être blanches, noires ou rouges et contenir des éléments arrondis et anguleux pouvant atteindre 5 cm de diamètre.
La partie supérieure est formée des roches gréso-argileuses à lentille arkosique qui disparaissent plus haut dans la séquence pour faire place à des grès feldspathiques plus ou moins carbonatés. On y observe assez couramment des stratifications entrecroisées.

A Kimpe, la formation de Mutonda présente généralement un épaisseur de 300 m; ailleurs, son épaisseur varie de 70 à 450 m.

- **Formation de Dipeta**

La dolomie et le marnes rouges, avec des séquences de pélites gréseuses, caractérisent ce groupe. A sa base, il existe souvent une brèche à éléments de dolomie et de gré empâtés dans une masse argileuse. Ce groupe peut atteindre 50 m d'épaisseur.

- **Groupe de Mwashya**

Le groupe de Mwashya (épaisseur moyenne 50 m) renferme des formations essentiellement dolomitiques à la base (la séquence débute parfois par de gré feldspathiques) et de dolomie alternant avec des séquences marneuses ou gréso-pélitiques au sommet.

<figure><img src="image_2.png" /><figcaption>Figure 2 : Schéma géologique du Massif de la Luina et de ses environs</figcaption></figure>

Minéralisation

Le gisement de Kimpe contient plusieurs variétés minérales qui se présentent sous forme d'oxyde et ou sous forme des carbonate.
Malachite : Cu₂(Co₃) (OH) 2,

azurite : Cu₃(Co₃)₂(OH)₂,

Cuprite : Cu₂O

L'hétérogénéité : 2Co₂O₃.CuO.nH₂O

# ORIGINE ET PREPARATION DE L'ECHANTILLON

## Origine de l'échantillon

Le minerai sur lequel a porté notre étude, a été fourni par le service de géologie- sélectivité de Kimpe dont les minéraux valorisables s'y trouvent essentiellement sous forme de :

- malachite : CuCO₃.Cu(OH)₂

- hétérogénéité : 2Co₂O₃.CuO.nH₂O

## METHODOLOGIE APPLIQUEE

Pour mener notre étude et connaitre la condition optimale d'utilisation du collecteur PNBX sur les minérais de Kimpe, nous avons procédé par la démarche classique qui consiste à garder les paramètres non étudiés constants c'est-à-dire dans les conditions de préparation de l'usine, et de flotter avec des doses différentes du paramètre étudié au cours d'une série d'essais. Aussi pour déterminer les conditions d'utilisation du collecteur PNBX afin de traiter par flottation les minérais de Kimpe, nous avons procédé de la manière suivante :

- nous avons utilisé les doses 350, 300, 250 et 200 g/t de PNBX et respectivement celles de NaSH de 3500, 3000, 2500, 2000g/t tout en gardant la dose des autres réactifs constants.

La figure ci-dessous représente le schéma de notre étude de flottation
<figure><img src="image_3.png" /></figure>
Pour réaliser les essais de flottation nous avons procéder comme suit :

### La Flottation de la fraction (A)

<table><thead><tr><td>Fraction</td><td>Mixture</td><td>NaHS</td><td>PNBX</td><td>Moussant</td></tr></thead><tbody><tr><td>A<sub>1</sub></td><td>1,6</td><td>4,37</td><td>7</td><td>0,04</td></tr><tr><td>A<sub>2</sub></td><td>-</td><td>1,24</td><td>1,98</td><td>-</td></tr><tr><td>A<sub>3</sub></td><td>-</td><td>0,73</td><td>1,16</td><td>-</td></tr></tbody></table>

Mettre ensemble la fraction A₁, A₂, A₃ filles donnent la fraction A.

Après avoir écumer la fraction A, le reste constitue le rejet final

### La Flottation de la fraction (B)

<table><thead><tr><td>Fraction</td><td>NaHS</td><td>PNBX</td></tr></thead><tbody><tr><td>B<sub>1</sub></td><td>0,58</td><td>0,36</td></tr><tr><td>B<sub>2</sub></td><td>0,9</td><td>0,58</td></tr></tbody></table>

$$B_1+B_2=B$$

### La Flottation de la fraction (C)

Mettre A dans la cellule

<table><thead><tr><td>Fraction</td><td>NaHS</td><td>PNBX</td><td></td></tr></thead><tbody><tr><td>C<sub>1</sub></td><td>-</td><td>-</td><td>Aucun ajout</td></tr><tr><td>C<sub>2</sub></td><td>0,58</td><td>0,9</td><td></td></tr></tbody></table>

### La Flottation de la fraction (D)

Mettre B + rejet C dans la cellule, y ajouter 0,36 ml de NaHS ; 0,58 ml du collecteur PNBX.

Récupérer le concentré D qui est un concentré épuisé. A ce niveau, R constitue le rejet épuisé.

- On récupère l'écume pendant 2 minutes qui constitue notre concentre épuisé. La pulpe qui reste dans la cellule de flottation constitue notre rejet épuisé.

L'analyse chimique de l'échantillon qui a constitué notre alimentation a été effectuée à l'aide d'un analyseur à fluorescence X (XRF) de la firme américaine Olympus.

Les résultats de l'analyse chimique sont repris dans le tableau 1.
<table><caption>Tableau 1 : Résultats de l'analyse chimique de l'échantillon</caption><thead><tr><td>Eléments</td><td>Teneur(%)</td><td>Eléments</td><td>Teneur(%)</td></tr></thead><tbody><tr><td>Cu</td><td>2,04</td><td>Fe</td><td>2,66</td></tr><tr><td>Co</td><td>0,78</td><td>Pb</td><td>5,67ppm</td></tr><tr><td>Cr</td><td>124,34ppm</td><td>Si</td><td>19,55</td></tr><tr><td>Ni</td><td>124,98ppm</td><td>Ca</td><td>5,48</td></tr><tr><td>Mn</td><td>0,1</td><td>Mg</td><td>2,38</td></tr><tr><td>Zn</td><td>184ppm</td><td>Al</td><td>4,18</td></tr></tbody></table>

Le tableau 2 donne les résultats du test de broyabilité et la représentation graphique par la figure 3

<table><caption>Tableau 2 : Résultats du test de broyabilité</caption><thead><tr><td>Temps (mn)</td><td>Masse(g)</td><td>(%) Refus</td></tr></thead><tbody><tr><td>15</td><td>195,20</td><td>49,13</td></tr><tr><td>25</td><td>136,90</td><td>34,46</td></tr><tr><td>35</td><td>82,70</td><td>20,82</td></tr><tr><td>40</td><td>75,00</td><td>18,88</td></tr></tbody></table>
<figure><img src="image_4.png" /><figcaption>Figure 3 : Courbe de broyabilité de l'échantillon</figcaption></figure>

Il ressort de l'examen de la courbe de broyabilité de la figure 3 que le temps correspondant à 20% des refus sur un tamis de 75µm est de 35 minutes. Ainsi pour tous les essais de la flottation que nous avons faite, le temps observé pour le broyage du minerai est de 35 minutes.

Les résultats de l'analyse granulochimique sont donnés dans le tableau ci-dessous et représenté graphiquement sous forme d'un histogramme.

<table><caption>Tableau 3 : Les résultats de l'analyse granulochimique de l'échantillon après broyage.</caption><thead><tr><th>Tranche (µm)</th><th>Masse(g)</th><th>% Massique</th><th>% Cu</th><th>Cu (g)</th><th>Répartition du Cu</th><th>% Co</th><th>Co (g)</th><th>Répartition du Co</th></tr></thead><tbody><tr><td>+150</td><td>60,4</td><td>8,1</td><td>1,7</td><td>1,0</td><td>6,9</td><td>0,9</td><td>0,5</td><td>7,5</td></tr><tr><td>-150+125</td><td>19,1</td><td>2,5</td><td>1,6</td><td>0,3</td><td>2,1</td><td>1,0</td><td>0,2</td><td>2,8</td></tr><tr><td>-125+90</td><td>40,2</td><td>5,4</td><td>1,6</td><td>0,6</td><td>4,4</td><td>0,8</td><td>0,3</td><td>4,9</td></tr><tr><td>-90+75</td><td>30,1</td><td>4,0</td><td>1,7</td><td>0,5</td><td>3,4</td><td>0,8</td><td>0,2</td><td>3,4</td></tr><tr><td>-75+45</td><td>85,3</td><td>11,4</td><td>1,6</td><td>1,4</td><td>9,6</td><td>0,8</td><td>0,7</td><td>10,2</td></tr><tr><td>-45</td><td>512,9</td><td>68,4</td><td>2,1</td><td>10,7</td><td>73,5</td><td>1,0</td><td>4,9</td><td>71,1</td></tr><tr><td>Total</td><td>748</td><td>99,7</td><td>2,0</td><td>14,6</td><td>100</td><td>0,92</td><td>6,9</td><td>100</td></tr></tbody></table>
<figure><img src="image_5.png" /><figcaption>Figure 4 : Distribution Granulochimique</figcaption></figure>

En se référant aux résultats du tableau 3, ainsi qu'aux histogrammes de la figure 4 nous avons constaté :

- la tranche granulométrique de plus de 75µm nous a donnés 249 grammes qui représentent 20 % de la masse alimenté dont la concentration moyenne en cuivre était de 1,6 % Cu et 0,9% celle de Co ;

- la tranche granulométrique de moins de 75µm nous a donnés 598,2 grammes qui représentent 79,8 % de la masse alimenté dont la concentration moyenne en cuivre était de 1,9 % Cu et 0,9% celle de Co. En se référant à l'histogramme ci-haut, le cuivre et le cobalt se concentrent dans la tranche de - 75 µm.

PRESENTATION ET INTERPRETATION DES RESULTATS DES ESSAIS DE
FLOTTATION

Cette partie est consacrée à la présentation et analyse des résultats des essais de flottation des minerais du gisement de Kimpe.

Dans cette présentation, les résultats du cuivre et du cobalt feront l'objet d'analyse et d'interprétation.
Ces essais de flottation ont été effectués sur l'échantillon du minerai de Kimpe que nous avons broyé pendant 35 minutes, et dont le pourcentage des passants sur un tamis de 75µm est de 80%, Les variations des doses du collecteur PNBX et celles de NaHS étaient prises à 1/10, Na₂SO₃ à 300g/t, la Mixture à 250g/t. Les résultats métallurgiques se trouvent dans le tableau détaillé de 5 à 8 et les résultats synthétiques dans le tableau 4 et les représentations graphiques sur la figure 5 et 6.

<table><caption>Tableau 4 : Tableau Synthétique des résultats métallurgique</caption><thead><tr><th>Fraction</th><th>(%) Massique</th><th>Cu(%)</th><th>Rdt Cu(%)</th><th>Co(%)</th><th>Rdt Co(%)</th><th>Dose (g/t)</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>16,28</td><td>7,22</td><td>57,61</td><td>2,49</td><td>52,26</td><td></td></tr><tr><td>CE</td><td>56,91</td><td>3,99</td><td>84,34</td><td>1,46</td><td>81,33</td><td>350</td></tr><tr><td>CF</td><td>12,74</td><td>6,39</td><td>39,92</td><td>1,91</td><td>31,34</td><td></td></tr><tr><td>CE</td><td>63,63</td><td>4,16</td><td>74,27</td><td>1,32</td><td>62,01</td><td>300</td></tr><tr><td>CF</td><td>18,12</td><td>4,22</td><td>37,52</td><td>1,59</td><td>37,19</td><td></td></tr><tr><td>CE</td><td>52,63</td><td>3,22</td><td>74,81</td><td>1,05</td><td>64,30</td><td>250</td></tr><tr><td>CF</td><td>16,36</td><td>5,12</td><td>41,03</td><td>1,51</td><td>31,73</td><td></td></tr><tr><td>CE</td><td>63,32</td><td>3,70</td><td>66,51</td><td>1,13</td><td>53,22</td><td>200</td></tr></tbody></table>

<table><caption>Tableau 5 : Résultats métallurgique à la dose de 350 g/t de PNBX et 3500g/t de Natts</caption><thead><tr><th rowspan="2">FRACTION</th><th colspan="2">MASSE</th><th colspan="3">CUIVRE</th><th colspan="3">COBALT</th></tr><tr><th>m(g)</th><th>m%</th><th>Cu (%)</th><th>Cu</th><th>Rdt cu(%)</th><th>Co(%)</th><th>Co (g)</th><th>Rdt Co (%)</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>121,60</td><td>16,28</td><td>7,22</td><td>8,78</td><td>57,61</td><td>2,49</td><td>3,03</td><td>52,26</td></tr><tr><td rowspan="2">CE</td><td>86,54</td><td>11,59</td><td>2,72</td><td>2,36</td><td>15,47</td><td>1,08</td><td>0,94</td><td>16,19</td></tr><tr><td>208,14</td><td>27,86</td><td>5,35</td><td>11,13</td><td>73,08</td><td>1,91</td><td>3,97</td><td>68,45</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>113,71</td><td>15,22</td><td>1,51</td><td>1,71</td><td>11,26</td><td>0,66</td><td>0,75</td><td>12,88</td></tr><tr><td>321,85</td><td>43,09</td><td>3,99</td><td>12,85</td><td>84,34</td><td>1,46</td><td>4,72</td><td>81,33</td></tr><tr><td rowspan="2">R</td><td>425,15</td><td>56,91</td><td>0,56</td><td>2,39</td><td>15,66</td><td>0,25</td><td>1,08</td><td>18,67</td></tr><tr><td>747,00</td><td>100,00</td><td>2,04</td><td>15,23</td><td>100,00</td><td>0,78</td><td>5,80</td><td>100,00</td></tr></tbody></table>
## CONDITION OPERATOIRE

<table><caption>Tableau 6 : Résultats métallurgique à la dose de 300 g/t de PNBX et 3000g/t de Natts</caption><thead><tr><th>FRACTION</th><th>Na<sub>2</sub>SiO<sub>3</sub></th><th>Mixture</th><th>Natts</th><th>PNBX</th><th>G41</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>300</td><td>250</td><td>2450</td><td>245</td><td>40</td></tr><tr><td rowspan="2">CE</td><td>-</td><td>-</td><td>700</td><td>70</td><td>20</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>-</td><td>-</td><td>350</td><td>35</td><td>20</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>R</td><td>300</td><td>250</td><td>8500</td><td>350</td><td>80</td></tr><tr><td>Alim</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr></tbody></table>

<table><thead><tr><th rowspan="2">FRACTION</th><th colspan="2">MASSE</th><th colspan="3">CUIVRE</th><th colspan="3">COBALT</th></tr><tr><th>m(g)</th><th>m%</th><th>Cu (%)</th><th>Cu</th><th>Rott<br>cu(%)</th><th>Co(%)</th><th>Co (g)</th><th>Rdt Co<br>(%)</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>94,65</td><td>12,74</td><td>6,39</td><td>6,05</td><td>39,92</td><td>1,91</td><td>1,81</td><td>31,34</td></tr><tr><td rowspan="2">CE</td><td>65,73</td><td>8,85</td><td>4,32</td><td>2,84</td><td>18,75</td><td>1,22</td><td>0,80</td><td>13,88</td></tr><tr><td>160,37</td><td>21,58</td><td>5,54</td><td>8,89</td><td>58,67</td><td>1,63</td><td>2,61</td><td>45,22</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>109,88</td><td>14,79</td><td>2,15</td><td>2,36</td><td>15,60</td><td>0,88</td><td>0,97</td><td>16,79</td></tr><tr><td>270,25</td><td>36,37</td><td>4,16</td><td>11,25</td><td>74,27</td><td>1,32</td><td>3,58</td><td>62,01</td></tr><tr><td>R</td><td>472,75</td><td>63,63</td><td>0,82</td><td>3,90</td><td>25,73</td><td>0,46</td><td>2,19</td><td>37,99</td></tr><tr><td>Alim</td><td>743,02</td><td>100,00</td><td>2,04</td><td>15,15</td><td>100,00</td><td>0,78</td><td>5,77</td><td>100,00</td></tr></tbody></table>

## CONDITION OPERATOIRE

<table><thead><tr><th>FRACTION</th><th>Na<sub>2</sub>SiO<sub>3</sub></th><th>Mixture</th><th>Natts</th><th>PNEX</th><th>G41</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>300</td><td>250</td><td>2100</td><td>210</td><td>40</td></tr><tr><td rowspan="2">CE</td><td>-</td><td>-</td><td>600</td><td>60</td><td>20</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>-</td><td>-</td><td>300</td><td>30</td><td>20</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>R</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>Alim</td><td>300</td><td>250</td><td>3000</td><td>300</td><td>80</td></tr></tbody></table>
<table><caption>Tableau 7: Résultats métallurgique à la dose de 250 g/t de PNBX et 2500 g/t de Natts</caption><thead><tr><th rowspan="2">FRACTION</th><th colspan="2">MASSE</th><th colspan="3">CUIVRE</th><th colspan="3">COBALT</th></tr><tr><th>m(g)</th><th>m%</th><th>Cu (%)</th><th>Cu</th><th>Rdt cu(%)</th><th>Co(%)</th><th>Co (g)</th><th>Rdt Co (%)</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>135,16</td><td>18,12</td><td>4,22</td><td>5,71</td><td>37,52</td><td>1,59</td><td>2,15</td><td>37,19</td></tr><tr><td>CE</td><td>80,22</td><td>10,75</td><td>4,42</td><td>3,55</td><td>23,32</td><td>0,89</td><td>0,72</td><td>12,36</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>215,38</td><td>28,87</td><td>4,30</td><td>9,26</td><td>60,83</td><td>1,33</td><td>2,87</td><td>49,55</td></tr><tr><td>138,00</td><td>18,50</td><td>1,54</td><td>2,13</td><td>13,97</td><td>0,62</td><td>0,85</td><td>14,75</td></tr><tr><td rowspan="2">R</td><td>353,39</td><td>47,37</td><td>3,22</td><td>11,38</td><td>74,81</td><td>1,05</td><td>3,72</td><td>64,30</td></tr><tr><td>392,61</td><td>52,63</td><td>0,98</td><td>3,83</td><td>25,19</td><td>0,53</td><td>2,07</td><td>35,70</td></tr><tr><td>Alim</td><td>746,00</td><td>100,00</td><td>2,04</td><td>15,21</td><td>100,00</td><td>0,78</td><td>5,79</td><td>100,00</td></tr></tbody></table>

CONDITION OPERATOIRE

<table><caption>Tableau 8: Résultats métallurgique à la dose de 200 g/t de PNBX et 2000 g/t de Natts</caption><thead><tr><th>FRACTION</th><th>Na<sub>2</sub>SiO<sub>3</sub></th><th>Mixture</th><th>Natts</th><th>PNEX</th><th>G41</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>300</td><td>250</td><td>1750</td><td>175</td><td>40</td></tr><tr><td>CE</td><td>-</td><td>-</td><td>500</td><td>50</td><td>20</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>-</td><td>-</td><td>250</td><td>25</td><td>20</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td rowspan="2">R</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>Alim</td><td>300</td><td>250</td><td>2500</td><td>250</td><td>80</td></tr></tbody></table>

<table><thead><tr><th rowspan="2">FRACTION</th><th colspan="2">MASSE</th><th colspan="3">CUIVRE</th><th colspan="3">COBALT</th></tr><tr><th>m(g)</th><th>m%</th><th>Cu (%)</th><th>Cu</th><th>Rdt cu(%)</th><th>Co(%)</th><th>Co (g)</th><th>Rdt Co (%)</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>135,6</td><td>18,12</td><td>4,22</td><td>5,71</td><td>37,52</td><td>1,59</td><td>2,15</td><td>37,19</td></tr><tr><td>CE</td><td>80,22</td><td>10,75</td><td>4,42</td><td>3,55</td><td>23,32</td><td>0,89</td><td>0,72</td><td>12,36</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>215,38</td><td>28,87</td><td>4,30</td><td>9,26</td><td>60,83</td><td>1,33</td><td>2,87</td><td>49,55</td></tr><tr><td>138,00</td><td>18,50</td><td>1,54</td><td>2,13</td><td>13,97</td><td>0,62</td><td>0,85</td><td>14,75</td></tr><tr><td rowspan="2">R</td><td>353,39</td><td>47,37</td><td>3,22</td><td>11,38</td><td>74,81</td><td>1,05</td><td>3,72</td><td>64,30</td></tr><tr><td>392,61</td><td>52,63</td><td>0,98</td><td>3,83</td><td>25,19</td><td>0,53</td><td>2,07</td><td>35,70</td></tr><tr><td>Alim</td><td>746,00</td><td>100,00</td><td>2,04</td><td>15,21</td><td>100,00</td><td>0,78</td><td>5,79</td><td>100,00</td></tr></tbody></table>
CONDITION OPERATOIRE

<table><thead><tr><th>FRACTION</th><th>Na<sub>2</sub>SiO<sub>3</sub></th><th>Mixture</th><th>Natts</th><th>PNEX</th><th>G41</th></tr></thead><tbody><tr><td>CF</td><td>300</td><td>250</td><td>1400</td><td>140</td><td>40</td></tr><tr><td>CE</td><td>-</td><td>-</td><td>400</td><td>40</td><td>20</td></tr><tr><td rowspan="2">CT</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>200</td><td>20</td><td>20</td></tr><tr><td rowspan="2">R</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td><td>-</td></tr><tr><td>Alim</td><td>300</td><td>250</td><td>2000</td><td>200</td><td>80</td></tr></tbody></table>
<figure><img src="image_6.png" /><figcaption>Figure 5 : Courbe de la sélectivité du cuivre</figcaption></figure>

<figure><img src="image_7.png" /><figcaption>Figure 6 : Courbe de la sélectivité du cobalt</figcaption></figure>
L'examen des résultats repris dans le tableau des données métallurgiques et aux figures ci haut nous pouvons ainsi dire que :

- La dose de 350g/t de PNBX et 3500g/t de NaHS nous a permis d'obtenir un concentré ébauché et final ayant un meilleur rendement de récupération respectif de 84,34% et 57,61% en cuivre et ayant une pureté en cuivre de 3,99% Cu et 7,22% Cu. En ce qui concerne le cobalt le même comportement est observé dont la récupération est de 81,33% pour le concentré ébauché et 57,61% pour le concentré final avec des concentrations respectives en métal valorisable de 1,46 % Co pour le concentré ébauché et 2,49% Co pour le concentré final d'où l'usage de cette dose est envisageable pour la flottation du minerai cuprocobaltifère de Kimpe lorsque le PNBX est utilisé comme collecteur.

- Ce phénomène est dû à une forte concentration en ion effectif du collecteur PNBX dans la pulpe qui a occasionné une bonne collection du minéral utile. A cela s'ajoute une forte sulfuration du minerai par le sulfudrate de sodium qui aussi était en grande quantité.

- Par contre celle de 250g/t de PNBX et 2500 g/t de NaHS nous a donné un faible rendement de récupération en minéral utile et une faible teneur en cuivre et cobalt. Un phénomène qui est dû à une faible concentration en ion effectif du collecteur PNBX et une faible sulfuration du minerai par le sulfudrate de sodium dans la pulpe qui a occasionné une perte en collection du minéral utile.

## CONCLUSION

L'objectif de cette étude était de déterminer les conditions optimales de l'utilisation du collecteur PNBX (Le Potassium N-Butyle Xanthate) sur le minerai du gisement de Kimpe lors de la flottation à la mousse.

D'après les analyses chimiques et granulochimique de ce minerai, une série de quatre essais de flottation ont été fait aussi pour évaluer l'influence des différentes doses du collecteur PNBX sur le rendement en minéral utile et son influence sur la qualité du concentré obtenu.

Apres avoir gardé certains paramètres constants et en ne faisant varier que les doses du collecteur et celle de l'agent sulfurant NaHS, nous avons constaté que les conditions optimales de l'utilisation du collecteur PNBX et du sulfhydrate de sodium sur le minerai du gisement de Kimpe ont été obtenu à 350g/t de collecteur contre 3500g/t de NaHS.
Il a été obtenu un concentré final titrant 7,22% Cu, 2,49% Co avec des rendements respectifs 57,61% en Cu, 52,26% en Co. Et un concentré ébauché titrant 3,99% Cu 1,46% Co et des rendements respectif 84,34% en Cu, et 81,33% en Co

Les résultats obtenus bien que bonnes restent perfectibles par l'optimisation d'autres facteurs
de flottation susceptibles d'influencer les performances métallurgiques tel que la granulométrie,
le pH ainsi que les doses d'autres réactifs.

BIBLIOGRAPHIE

1. BOUCHARDS, 2001 : Traitement de minerais, Edition le Griffon d'argile, Québec.

2. CORNEILLE EK et A. MAISON, 1973 : cours de minéralurgie et préparation des minerais, Edition Droux, Liège.

3. MOISET P, Tome II Leçon de préparation mécanique des minerais, Charbon et Matière faculté polytechnique de Mons

4. HAVRE H, 1962 : préparation mécanique et concentration de minerais par flottation et sur les liqueurs denses. Librairie ch. BERANGER, Paris.

5. PIERE BLAZY, 1970 : La valorisation des minerais, Manuel de minéralurgie, Presse universitaire de France, Paris.

6. JAN DRZYMALA, 2007 Fondations of theory and practice of minerallurgy 1st English edition.

7. PIERE BLAZY, 1970 : La valorisation des minerais, Manuel de minéralurgie, Presse universitaire de France, Paris.

8. KANDA JEAN MARIE, 2013, Etude de la flottabilité de la malachite à l'aide de l'Amyl xanthate de potassium et des acides gras, thèse soutenue en vue de l'obtention du grade de Docteur en Sciences de l'ingénieur, Université de Lubumbashi.

9. KABILA KALWA, 2012 : Influence du mélange des collecteurs de type xanthates sur la flottation des minerais oxydés cupro-cobaltifère de kilamusembu, TFE, chimie industrielle, polytechnique, Unilu.

10. MWAMBA ILUNGA G 2010 : Optimisation des paramètres de detalcage