Flotation Process of Porphyry Copper Ore to Prevent Acid Mine Drainage from Tailings and Waste Rock: A Cleaner Production Approach

Cette thèse vise à approfondir les connaissances sur la prévention du drainage minier acide (DMA) des minerais de cuivre porphyriques basée sur la flottation dans une perspective de production plus propre. Ainsi, il a été proposé d'étudier des alternatives qui génèrent des déchets solides avec de faibles niveaux d'espèces acidifiantes responsables de la génération de DMA. Considérant que les principaux déchets solides sont les résidus et les stériles (WR), deux aspects ont été étudiés: le premier était la concentration d'un minéral avec la génération de résidus à faible teneur en espèces acidifiantes, et le second était l'extraction de métaux précieux et espèces acidifiantes de WR par désulfuration (voir Graphic Abstract). Pour obtenir des résidus à faible teneur en espèces acidifiantes, deux types de stratégies de flottation ont été proposées, la flottation en vrac et la flottation sélective. À cette fin, le premier objectif était axé sur la flottation en vrac et sélective des minéraux purs covellite et pyrite, et d'un minerai de cuivre porphyrique provenant de l'exploitation minière de Chuqicamata au Chili. La flottation de la covellite pure a fait l'objet de l'étude non seulement parce que le comportement de la covellite est peu étudié mais aussi parce que le minerai de cuivre porphyrique utilisé dans ce travail était minéralogiquement composé de covellite (0,22%), chalcocite (0,21%), chalcopyrite (0,06) et pyrite (0,69%). Il a donc fallu approfondir la connaissance du comportement de la covellite lors de sa flottation pour reproduire les résultats obtenus avec le minerai de cuivre porphyrique. La méthode utilisée pour atteindre cet objectif consistait à utiliser deux types de collecteurs, le thionocarbamate d'O-isopropyl-N-éthyle (IPETC) et le xanthate d'amyle de potassium (PAX), pour évaluer l'effet de ces collecteurs en vrac et en flottation sélective. Le résultat permet d'obtenir les paramètres optimaux pour exécuter la flottation en vrac et la flottation sélective, permettant des récupérations de covellite et de pyrite par flottation en vrac de 93,4 et 90,2 %, respectivement, et pour la flottation sélective, des récupérations de covellite et de pyrite de 80,5 et 20,3 %, respectivement. Les résultats de la flottation du minerai de cuivre porphyrique confirment que l'IPETC a une meilleure affinité pour le cuivre, tandis que le PAX a une meilleure affinité pour le fer. Néanmoins, l'IPETC peut être utilisé comme collecteur sélectif ou vrac en ne faisant varier que le pH et en utilisant de faibles concentrations (2 × 10-5). Après tout, il n'est pas nécessaire d'utiliser différents collecteurs pour la flottation en vrac et sélective. Lors de l'étude de la flottation de la covellite, il a été nécessaire d'étudier les mécanismes d'adsorption des collecteurs à la surface de la covellite. Par conséquent, le deuxième objectif s'est concentré sur l'étude de l'adsorption des collecteurs IPETC et PAX sur la surface de la covellite. Des méthodes expérimentales et de simulation ont été utilisées pour atteindre cet objectif. Les méthodes expérimentales comprenaient des techniques de caractérisation telles que la spectroscopie infrarouge à transformée de Fourier (FT-IR) et la spectroscopie photoélectronique à rayons X (XPS). Dans la méthode de simulation, la théorie fonctionnelle de la densité (DFT) a été appliquée pour l'analyse de surface de covellite. Les résultats montrent que les mécanismes d'adsorption de l'IPETC et du PAX dans la surface de la covellite étaient différents. Le FT-IR nous permet d'identifier que le mécanisme d'adsorption de PAX sur la surface de la covellite passe par la formation de Cu-amylxanthate (CuAX) et de dixantogène (AX)2. Le mécanisme d'adsorption de l'IPETC suggère que la liaison est facilitée par le S du collecteur avec des atomes de Cu à la surface de la covellite. Les spectres XPS ont montré que le mécanisme d'adsorption de PAX sur la surface de la covellite passe principalement par C 1s et S 2p. Le mécanisme d'adsorption de l'IPETC sur la surface de la covellite suggère que la liaison est activée par l'élément––S du collecteur avec des atomes de Cu à la surface de la covellite. Enfin, les calculs DFT prédisent que pour l'IPETC, la liaison avec le cuivre ne s'est produite qu'à travers le groupe C––S. Pour PAX, la liaison avec le cuivre s'est produite via les groupes C = S et C – S. Ces résultats nous ont permis de comprendre le comportement du collecteur et de choisir le bon collecteur en fonction du type de flottation, flottation en vrac ou flottation sélective. L'introduction de la désulfuration dans le processus de flottation transforme le processus en un processus de concentration polymétallique. L'analyse et la conception de ce type de procédé sont rares dans la littérature. Ainsi, cette question a été considérée dans le troisième objectif, la conception de circuits de flottation pour les minéraux polymétalliques incluant la désulfuration. Deux aspects ont été étudiés ; premièrement, l'adaptation de la méthodologie basée sur l'optimisation pour les minéraux monométalliques aux minéraux polymétalliques ; deuxièmement, les données de flottation fournies par le minerai Cu-Ni-EGP de la mine Kevitsa ont été utilisées pour déterminer la conception optimale des circuits de flottation séquentiels et intégrés pour ce minerai polymétallique. Le concentrateur Kevitsa utilise un circuit de flottation séquentiel cuivre- nickel. Par conséquent, l'idée était de reconcevoir ce circuit en utilisant différentes stratégies et analyses de celui-ci. Dans tous les cas étudiés, la désulfuration a été incluse comme sujet pertinent. Les résultats montrent que la stratégie utilisée pour les minéraux monométalliques peut être appliquée aux minéraux polymétalliques. Cela a été possible car, comme dans le cas des minéraux monométalliques, il a été observé qu'il existe peu de conceptions optimales pour un problème donné pour des variations importantes dans les récupérations des étapes de flottation. Ceci a été analysé en flottation fractionnée sélective et en vrac. Dans ces cas, il existe un produit intermédiaire (concentré ou résidus) qui est ensuite traité. De plus, une nouvelle idée a été introduite au niveau conceptuel : les circuits de flottation intégrés. Dans un circuit de flottation intégré, il n'y a pas de flottation fractionnée ni de produit intermédiaire et les étapes de flottation sélective et en vrac sont combinées pour atteindre l'objectif de séparation. L'étude de ces configurations possibles de circuit de flottation nous donne une vision plus globale de la meilleure stratégie d'un point de vue économique et environnemental. Par ailleurs, abordant le traitement des WR, le quatrième objectif était d'évaluer la faisabilité du retraitement des WR d'un minerai de cuivre porphyrique par le procédé de désulfuration et d'étudier le comportement géochimique des matériaux désulfurés. L'objectif était de classer le WR en fractions réactives et non réactives, sur la base du concept du diamètre d’encapsulation physique des sulfures (DPLS), en utilisant la taille des particules des fractions sélectionnées et le degré de libération des sulfures pour l'analyse. Par conséquent, six fractions ont été évaluées F6 (>5 mm) désignées de grande taille, F5 (-5 mm à +2,4 mm), F4 (-2,4 mm à +850 µm), F3 (-850 µm à +300 µm), F2 ( -300 µm à +53 µm) et F1 (-53 µm). Les résultats montrent que le DPLS était < 2,4 mm ; ainsi, une taille de particule supérieure à 2,4 mm a été considérée comme non réactive. Pour la fraction réactive, le procédé de désulfuration a été utilisé. La cellule de Denver a été utilisée pour la fraction fine (<212 µm), et la technologie de flottation en lit fluidisé (Hydrofloat) pour la fraction grossière (-850 µm à +212 µm). Le comportement géochimique a également été étudié à l'aide des essais en colonne et de mini-cellules d’altération pour la grande granulométrie et le WR désulfuré, respectivement. Les résultats géochimiques montrent que les WR de grande taille (>5mm) et désulfurés ne produiront pas de DMA puisque les valeurs de pH étaient comprises entre 7 et 8. De plus, les contaminants lessivés (Fe, Cu, Zn, Pb) sont restés en dessous des limites réglementaires fixées par Directive 019 (Québec, Canada). Cette thèse fournit de nouvelles connaissances pour améliorer la gestion des résidus et des WR dans l'exploitation minière du cuivre porphyrique. La nouveauté de cette étude consiste à considérer le traitement de désulfuration des résidus et des WR d'un minerai polymétallique à un stade précoce du processus de flottation encadré dans le concept de production plus propre. Par conséquent, les études fondamentales, la flottation de minerais réels et l'utilisation de modèles mathématiques pour optimiser les circuits de flottation nous permettent d'évaluer le circuit de flottation du point de vue de la chimie, de l'équipement et opérationnel, permettant l'analyse du problème de manière intégrée. L'importance de cette thèse repose sur l'apport de connaissances et d'outils pour la recherche future qui vise à travailler avec des minerais de cuivre porphyrique. Mots clés : résidus, stériles, drainage minier acide, flottation, production plus propre, optimisation, valorisation des métaux, désulfuration, minerai de cuivre porphyrique, minerai polymétallique.

Abstract

This dissertation aims to deepen knowledge in relation to the prevention of the acid mine drainage (AMD) of porphyry copper ores based on flotation from a cleaner production perspective. Thus, it was proposed to investigate alternatives that generate solid waste with low levels of acidifying species responsible for the generation of AMD. Considering that the main solid waste from mining comprises tailings and waste rock (WR), two aspects were investigated: the concentration of a mineral through the generation of tailings with low acidifying species content, and the extraction of valuable metallic species and acidifying species from WR by desulfurization (see Graphic Abstract). To obtain tailings with low acidifying species content, two types of flotation strategies were proposed: bulk and selective flotation. For this purpose, the first objective was focused on the bulk and selective flotation of the pure minerals covellite and pyrite and a porphyry copper ore from the Chuqicamata mining operation in Chile. Flotation of the pure covellite was the focus of the study not only because the behavior of covellite has barely been studied, but also because the porphyry copper ore used in this work was mineralogically composed of covellite (0.22%), chalcocite (0.21%), chalcopyrite (0.06%), and pyrite (0.69%). Therefore, it was necessary to deepen knowledge in relation to the behavior of covellite during its flotation to reproduce the results obtained with the porphyry copper ore. The method used to accomplish this goal involved using two types of collectors, O-isopropyl-N-ethyl thionocarbamate (IPETC) and potassium amyl xanthate (PAX), to assess the effect of these collectors in bulk and selective flotation. The results enabled determination of the optimum parameters to run the bulk and selective flotation, providing covellite and pyrite recoveries of 93.4 and 90.2%, respectively, for bulk flotation, and recoveries of 80.5 and 20.3%, respectively, for selective flotation. The results of the porphyry copper ore flotation confirm that IPETC has a better affinity for copper, whereas PAX has a better affinity for iron. Nevertheless, IPETC can be used as a selective or bulk collector varying only the pH and using low concentrations (2 × 10-5). After all, it is not necessary to use different collectors for bulk and selective flotation. During the study of covellite flotation, it was necessary to investigate the adsorption mechanisms of collectors on the covellite surface. Therefore, the second objective was focused on studying the adsorption of the collectors IPETC and PAX on the covellite surface. Both experimental and simulation methods were used to achieve this goal. Experimental methods included characterization techniques such as Fourier-transform infrared spectroscopy (FT-IR) and X-ray photoelectron spectroscopy (XPS). In the simulation method, density functional theory (DFT) was applied for covellite surface analysis. The results show that the adsorption mechanisms of IPETC and PAX on the covellite surface were different. FT-IR enabled us to identify that the adsorption mechanism of PAX on the covellite surface is through the formation of Cu-amylxanthate (CuAX) and dixantogen (AX)2. The adsorption mechanism of IPETC suggests the binding is facilitated by the S of the collector with Cu atoms on the covellite surface. The XPS spectra show that the adsorption mechanism of PAX on the covellite surface is principally through C 1 s and S 2p. The adsorption mechanism of IPETC on the covellite surface suggests that the bonding is enabled through the ––S element of the collector with Cu atoms on the covellite surface. Finally, the DFT calculations predict that for IPETC, the bonding with copper only occurred through the C––S group. For PAX, the bonding with copper occurred through the C═S and C–S groups. These results enable us to understand the collector's behavior and to choose the right collector depending on the flotation type, i.e., either bulk or selective flotation. Introducing desulfurization within the flotation process transforms the process into one of polymetallic concentration. The analysis and design of this type of process are scarce in the literature. As a result, this issue was considered in the third objective by designing flotation circuits for polymetallic minerals that include desulfurization. Two aspects were studied: first, the adaptation of the optimization-based methodology for monometallic minerals to polymetallic minerals; second, flotation data provided by the Kevitsa mine Cu-Ni-PGE ore were utilized to determine the optimal design for sequential and integrated flotation circuits for this polymetallic ore. The Kevitsa concentrator employs a copper–nickel sequential flotation circuit. Therefore, the idea was to redesign this circuit using different strategies and analyses of it. In all the cases studied, desulfurization was included as a relevant topic. The results show that the strategy utilized for monometallic minerals can be applied to polymetallic minerals. This was possible because, as in the case of monometallic minerals, it was observed that there are few optimal designs for a given problem that provide significant variations in the flotation stage recoveries. This was analyzed in both selective and bulk fractional flotation. In these cases, there is an intermediate product (concentrate or tailings) that is further processed. In addition, a new idea was introduced at the conceptual level: integrated flotation circuits. In an integrated flotation circuit, there is no fractional flotation or intermediate product, and both selective and bulk flotation stages are combined to reach the separation goal. Studying these possible flotation circuit configurations gives us a more comprehensive view of the best strategy from an economic and cleaner production point of view. Addressing the treatment of WR, the fourth objective was to evaluate the feasibility of reprocessing the WR of a porphyry copper ore through the desulfurization process and to study the geochemical behavior of the desulfurized materials. The aim was to classify the WR into reactive and non-reactive fractions, based on the concept of the diameter of the physical locking of sulfides (DPLS), using the particle sizes of the selected fractions and sulfides and their liberation degree for the analysis. Therefore, six fractions were assessed, with F6 (>5mm) designating large particle sizes, followed by F5 (-5 mm to +2.4mm), F4 (-2.4mm to +850 μm), F3 (-850 μm to +300 μm), F2 (-300 μm to +53 μm) and F1 (-53 μm). The results show that the DPLS was < 2.4mm; thus, a particle size larger than 2.4 mm was considered non-reactive. For the reactive fraction, the desulfurization process was conducted. A Denver flotation cell was used for the fine fraction (<212 μm), and fluidized bed flotation technology (HydroFloat) was used for the coarse fraction (-850 μm to +212 μm). The geochemical behavior was also studied using column and weathering cell tests for the large particle size and the desulfurized WR, respectively. The geochemical results show that the large size (>5mm) and desulfurized WR did not produce AMD, since the pH values were between 7 and 8. In addition, the leached contaminants (Fe, Cu, Zn, and Pb) remained below the regulatory limits set by Directive 019 (Quebec, Canada). This dissertation provides new knowledge to improve tailings and WR management in porphyry copper mining. The study's novelty lies in its consideration of the desulfurization treatment of both the tailings and WR of a polymetallic ore in an early stage of the flotation process, framed by the concept of cleaner production. Therefore, fundamental studies, the flotation of real ores, and the use of mathematical models for optimizing flotation circuits enable us to assess the flotation circuit from chemistry, equipment, and operational perspectives, allowing for the analysis of the problem in an integrated way. The importance of this dissertation relies on providing knowledge and tools for future research that seeks to focus on porphyry copper ores.