conception et realisation : hydrocyclones en vue de
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MEMOIRE DE FIN D’ETUDE EN VUE D’OBTENTION DU DIPLÔM E D’INGENIEUR DE MINES
Présenté par : HANITRINIALA Fanjatiana Marie Clairette Georgine Président du Jury : Mr RANDRIANOELINA Benjamin, Directeur de l’ESPA Rapporteur : Mr RAVALIARISON William, Directeur des Projets et Etudes de la société KRAOMA Examinateurs :
- Mr RANDRIANJA Roger, Enseignant Chercheur à l’ESPA , - Mr RAKOTOARIVONIZAKA Ignace, Enseignant Chercheur à l’ESPA , - Mr RASOLOMANANA Eddy, Enseignant Chercheur à l’ESPA .
PROMOTION : 2002-2003
CONCEPTION ET REALISATION : HYDROCYCLONES EN VUE DE
RECUPERATION DES CONCENTRES EN CHROMITE DANS LES DECHETS FINS DE LA
SOCIETE KRAOMA A ANDRIAMENA
MEMOIRE DE FIN D’ETUDE EN VUE D’OBTENTION DU DIPLÔM E D’INGENIEUR DE MINES
CONCEPTION ET REALISATION : HYDROCYCLONES EN VUE DE RECUPERATION DES CONCENTRES EN CHROMITE DANS LES
DECHETS FINS DE LA SOCIETE KRAOMA A ANDRIAMENA
Présenté par :
HANITRINIALA Fanjatiana Marie Clairette Georgine Membre de Jury : M.M. Président : Professeur RANDRIANOELINA Benjamin,
Directeur de l’Ecole Supérieure Polytechnique d’Antananarivo
Rapporteurs : RAVALIARISON William, Directeur des Projets et Etudes de la Société KRAOMA Examinateurs : Professeur RANDRIANJA Roger, Chef de Département MINES RAKOTOARIVONIZAKA Ignace, Enseignant Chercheur à l’Ecole Supérieure Polytechnique d’Antananarivo Professeur RASOLOMANANA Eddy, Enseignant Chercheur à l’Ecole Supérieure Polytechnique d’Antananarivo
Date de soutenance : 10 Février 2004
PROMOTION : 2002-2003
REMERCIEMENTS
Nous remercions Dieu Tout Puissant, qui par sa grâce et sa volonté, a permis
que ce mémoire puisse être réalisé.
Nos profondes reconnaissances et nos très vifs remerciements s’adressent à :
- Monsieur RANDRIANOELINA Benjamin, Directeur de l’Ecole Supérieure
Polytechnique d’Antananarivo qui nous a fait le grand honneur de présider ce
mémoire.
- Monsieur RANDRIANJA Roger, Chef de Département Mines, qui a coordonné le
déroulement de l’enseignement au sein de notre Département et nous a bien
encadrés lors de l’exécution de ce mémoire.
- Monsieur RAKOTOARISON Simon, Administrateur Délégué de la Société
KRAOMA, de nous avoir proposé ce sujet de mémoire.
- Monsieur RAKOTOARIVONIZAKA Ignace, Enseignant chercheur à l’ESPA, dont les
encouragements et les aides nous ont été précieux durant notre tâche.
- Monsieur RAVALIARISON William, Directeur de projets et études de la société
KRAOMA, pour les aides qu’il nous a donnés.
- Monsieur RASOLOMANANA Eddy, Enseignant chercheur à l’ESPA, pour avoir
accepté de porter son jugement sur notre travail.
Nous n’aurons sans doute pas mené à bien nos travaux sans l’aide amicale
de tous les membres du personnel de la Société KRAOMA. Exceptionnellement :
- Les personnels de la section production et laboratoire ;
- Tous les mécaniciens de la section maintenance.
Qu’ils nous pardonnent de ne tous les citer ici.
Nous remercions aussi :
- Nos parents, nos deux frères et sœur, qui par leur soutien moral, financier et
spirituel ont bien voulu partager nos soucis et nos peines dans l’accomplissement de
nos étude et de ce mémoire.
- Tous nos amis, qui nous ont apporté leur réconfort, leur aide moral et intellectuel
dans cette étude.
Tous ceux qui, de près ou de loin, ont contribué à la réalisation de ce
mémoire.
Veuillez trouver ici toutes nos reconnaissances.
LISTE DES TABLEAUX
Tableau n°01: Classement classique des chromites
Tableau n°02: Normes requises des produits
Tableau n°03: Tableau des résultats d’analyse granu lométrique
Tableau n°04: Aspects, densités et solubilités dans les acides et solvants usuels des
oxydes naturels des métaux présents dans la chromite
Tableau n°05: Résultats des analyses chimiques des échantillons de déchets de
déphosphoration
Tableau n°06: Résultats des analyses chimiques des échantillons de déchets de
laverie
Tableau n°07: Valeur de k en fonction de l’angle de la partie conique
Tableau n°08: Concentration en solide en fonction d e diamètre de l’appareil
Tableau n°09: Tableau récapitulatif des données opé ratoires adoptées
Tableau n°10: Débit d’alimentation en fonction d’ou verture de la vanne
Tableau n°11: Densité de la pulpe en fonction de la concentration en volume du
solide
Tableau n°12: Débit d’alimentation de solide et du liquide en fonction de la
concentration de la pulpe : cas du déchet de déphosphoration
Tableau n°13: Débit d’alimentation de solide et du liquide en fonction de la
concentration de la pulpe : cas du déchet de laverie
Tableau n°14: Résultats des essais de classificatio n des déchets de
déphosphoration
Tableau n°15: Résultats des essais de classificatio n des déchets de laverie
LISTE DES FIGURES
Figure n°01 : Courbe correspondante à l’analyse gra nulométrique de E1
Figure n°02 : Courbe correspondante à l’analyse gra nulométrique de E2
Figure n°03 : Technologie de séparation par cyclona ge
Figure n°04 : Schéma de l’hydrocyclone
Figure n°05 : Analyse des forces
Figure n°06 : Répartition des particules dans l’hyd rocyclone
Figure n°07 : Courbe de pression à la buse de sousv erse pour une concentration
volumétrique d’alimentation différente
Figure n°08 : Disposition des appareils
Figure n°09 : Débit d’alimentation en fonction du d iamètre de l’hydrocyclone
Figure n°10 : Facteur de correction f 1 du débit d’alimentation
Figure n°11 : Facteur de correction f 2 du débit d’alimentation
Figure n°12 : Diamètre de l’hydrocyclone en fonctio n de la dimension de séparation
Figure n°13 : Facteur de correction f 3 de la dimension de séparation
Figure n°14 : Facteur de correction f 4 de la dimension de séparation
Figure n°15 : Facteur de correction f5 de la dimension de séparation
Figure n°16 : Agencement des appareils
Figure n°17: Emplacement et fixation du premier app areil
Figure n°18 : Emplacement et fixation du premier appareil
Figure n°19 : Emplacement et fixation du deuxième a ppareil
Figure n°20 : Quelques accessoires de l’installatio n
Figure n°21 : densité de la pulpe en fonction de la composition de solide et du liquide
– cas des déchets de déphosphoration -
Figure n°22 : densité de la pulpe en fonction de la composition de solide et du liquide
– cas des déchets de laverie –
LISTE DES ANNEXES
Annexe I : Vitesse de chute d’une sphère dans un fluide au repos
Annexe II : Nombre de Reynolds dans la décantation centrifuge
Annexe III: FLOW SHEET du traitement de chromite à Andriamena
Annexe IV : Dimensionnement des appareils
Annexe V : Dessins techniques
Annexe VI : Calculs hydrauliques
Annexe VII : Opération de pompage
INTRODUCTION
Dans le domaine de l’exploitation minière, le but n’est pas seulement d’extraire
les ressources naturelles du sous-sol mais de les réaliser avec des rendements
acceptables, aux moindres coûts et dans des bonnes conditions de travail. La
société KRAOMA ayant pour objectif et activités l’extraction, le traitement et
l’exportation de chromite à Madagascar, cherche toujours à améliorer la qualité de sa
production de façon rationnelle.
En outre, vu les rendements encore insatisfaisants au niveau de l’usine de
traitement, les stocks importants de déchets, soit un pourcentage non négligeable en
chromite, le témoignent. Il etait opportun, dans les conjonctures économiques
actuelles, pour la société KRAOMA de s’intéresser à la récupération des concentrés
en chromite dans les déchets.
La résolution d’un tel problème a été proposée dans le cadre de l’obtention du
diplôme d’ingéniorat. Le sujet est intitulé :’’ Mise en place d’une unité pilote de
traitement des déchets de la KRAOMA à ANDRIAMENA en vue de l’obtention des
concentrés en chrome ‘’. Cette étude consistait à concevoir et à réaliser deux
prototypes d’un classificateur hydraulique nommé ‘’HYDROCYCLONE’’.
Pour cela, l’étude se décompose en trois parties :
- la première rassemble toutes les notions et éléments nécessaires sur lesquels se
fonde le principe de fonctionnement de l’appareil et étudie les déchets à traiter,
- la deuxième est réservée surtout à la conception et réalisation pratique de
l’hydrocyclone
- Pour terminer, la troisième partie est consacrée aux essais pratiques et analyse
des résultats.
PREMIERE PARTIE : GENERALITES ET ETUDES
BIBLIOGRAPHIQUES
Mémoire de fin d’étude - Première Partie
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1- OBJECTIFS ET GENERALITES SUR LA SEDIMENTATION
1-1 OBJECTIFS DE L’ETUDE
1-1-1 Objectif général
Par suite d’une proposition de la société KRAOMA, pour la mise en place d’une
unité pilote de traitement des déchets, l’objectif de l’étude conceptionnelle consiste à
récupérer les concentrés en chrome pour répondre aux questions de faisabilité de
traitement des déchets. Pour y arriver :
- nous vérifions d’abord, par analyse au laboratoire, les constituants, notamment
le taux d’ impureté des concentrés obtenus
- nous déterminons la moyenne géométrique de la récupération relative du
chrome,
On en peut tirer si les concentrés seront acceptables selon les normes de
marché, ou vendable.
1-1-2 Objectif de l’appareil à concevoir
L’appareil consiste à séparer les solides selon leur masse spécifique et \ ou
leur dimension, par l’effet de force centrifuge
Le type de classification qu’il assure est utilisé surtout, dans le domaine minier
pour le calibrage des produits après l’opération de fragmentation. C’est l’étape
préliminaire de classification dans un circuit de traitement des minerais visant à
soustraire à la fragmentation les grains de dimensions requises.
1-2 NOTIONS GENERALES SUR LA CLASSIFICATION ET LA S EDIMENTATION
[1]
1-2-1 La classification
Dans le domaine de la préparation mécanique des minerais, l’opération de
classification consiste à séparer un produit brut en deux ou plusieurs fractions plus
ou moins homogènes selon la granulométrie.
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On considère en général deux modes de classification :
- la classification directe ;
- la classification indirecte.
Ces deux modes diffèrent essentiellement suivant les dimensions du produit à
traiter et de la séparation voulue.
1-2-1-1 La classification directe
On y procède à une opération de criblage ou de tamisage : c’est une opération de
classement dimensionnel des grains de formes et de dimensions variées par
présentation de ces grains sur des surfaces perforées qui laissent passer les grains
de dimensions inférieures aux dimensions de la perforation tandis que les grains de
dimensions supérieures sont retenus et évacués séparément.
Ce mode de classement donne en général une bonne séparation et présente
un coût d’exploitation relativement peu élevé pour les dimensions de séparation
supérieures à 500 µm.
1-2-1-2 La classification indirecte
On y procède à une classification par sédimentation appelée encore
classification fluidique : c’est aussi une opération de classement dimensionnel ; mais
elle utilise la forme, la dimension et la masse volumique des particules à classer,
conduisant à des vitesses de sédimentation d’un solide permettant de séparer des
classes de particules en fonction de leur entraînement ou non-entraînement dans le
fluide en mouvement. Sa principale application est pour la séparation des fines et
très fines particules.
1-2-2 La sédimentation
1-2-2-1 Définition
La sédimentation est une opération exploitant les phénomènes et les lois qui
régissent les mouvements des solides dans le fluide. D’une manière courante, elle
signifie formation des sédiments ou dépôts de particules dans un fluide. C’est une
opération fondamentale dans l’industrie minière.
Elle peut être appliquée aux différents champs, à savoir :
- champ d’attraction de pesanteur : sédimentation gravimétrique ou décantation,
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- champ de force centrifuge : sédimentation centrifuge ou centrifugation,
- champ de force électrique : sédimentation électrique ou électrostatique,
- champ de force magnétique : sédimentation magnétique ou triage magnétique
1-2-2-2 Types de sédimentation
On peut classer la sédimentation suivant l’abondance des particules solides dans
le fluide. En effet, il existe deux types de sédimentation :
- la sédimentation libre, dans laquelle une particule isolée tombe seule dans un
liquide sans être gênée. Elle subit donc un mouvement libre au sein du fluide,
- la sédimentation entravée, au cours de laquelle le mouvement d’une particule
dans le fluide est gêné par d’autres particules. Ceci se traduit par une
réduction de la vitesse du mouvement de la particule.
1-2-2-3 Lois générales du mouvement d’un solide dans le fluide
• Cas du fluide au repos
Si les particules solides parfaitement sphériques en suspension diluées dans le
fluide au repos sont soumises à l’action d’une force d’accélération ‘’ a ‘’, sans aucune
cause gênante, la loi de chute des particules s’écrira :
UL=f
fρ
ρ−ρ
3Cp)aD4( S
Où UL : vitesse de chute des particules par rapport au fluide [ m/ s ]
C : coefficient de proportionnalité ou constante de Newton
ρf : masse volumique du fluide [ kg/ m3 ]
ρs : masse volumique du solide [ kg/ m3 ]
Dp : diamètre de particule solide [ m ]
a : force d’accélération qui peut prendre différentes formes selon le
champ d’accélération.
• Cas du fluide en mouvement
Dans ce genre de sédimentation, on peut définir le mouvement effectif du
solide comme mouvement résultant obtenu en juxtaposant :
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- le mouvement du solide dans le fluide au repos,
- le mouvement de fluide proprement dit.
On a donc la relation de vitesse résultante U du mouvement de la particule.
U= Uf + UL où Uf : vitesse de mouvement du fluide ;
UL : vitesse de mouvement de la particule dans un fluide
au repos.
Pour terminer la présentation sommaire de ces notions générales en
sédimentation, il est essentiel de préciser quelques terminologies employées
fréquemment pendant le procédé de sédimentation.
- On désigne par ‘’surverse’’ ou ‘’overflow’’ l’ensemble fluide-solide contenant
les particules les plus fines et qui déborde sur la partie supérieure de
l’appareil.
- On désigne par ‘’sousverse’’ ou ‘’underflow’’ l’ensemble fluide-solide
contenant les particules les plus granulées et qui cheminent vers la partie
inférieure de l’appareil.
Selon le traitement voulu, ces deux définitions peuvent être remplacées par
‘’refus’’ ou ‘’acceptés’’ qui se justifient par leurs emplois ultérieurs respectifs.
- On entend par le terme ‘’pulpe’’ l’ensemble solide liquide lorsqu’on emploie le
liquide comme agent de séparation. Ce sont les éléments caractéristiques de
cette pulpe qui mettent en évidence le classement hydraulique.
1-3 GENERALITES SUR LA SEDIMENTATION PAR CYCLONAGE [ 13]
1-3-1 Définition de la sédimentation par cyclonage
C’est une méthode pendant laquelle les mouvements relatifs conduisant à la
classification des particules sont provoqués par l’effet de la force centrifuge. Elle se
fait selon la masse spécifique ou la dimension des particules à séparer et les mailles
de séparation sont dans l’ordre de quelques microns à 200µ.
Pour ce type de sédimentation, l’appareil reste immobile mais le mélange
fluide-solide ou pulpe est introduit sous pression tangentielle dans l’appareil, ce qui
entraîne le mouvement de tourbillon, de ce mélange à l’intérieur de l’appareil par
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effet de force centrifuge, conduisant à la répartition des grains selon la dimension ou
la densité.
1-3-2 Les paramètres de sédimentation par cyclonage
En principe, la sédimentation par cyclonage dépend de trois facteurs :
- le fluide de sédimentation ;
- le débit du courant fluidique ;
- la nature des particules.
Il est à noter que l’angle de l’inclinaison de l’appareil intervient aussi dans la
vitesse de sédimentation mais pour notre cas, la force de pesanteur est négligeable
à cause de l’accélération centrifuge élevée donc l’hydrocyclone peut travailler dans
une position fortement inclinée sans gêner la sédimentation.
1-3-2-1 Etude du fluide de sédimentation
Ce sont les caractéristiques physiques du fluide qui nous intéressent.
• La masse volumique : c’est le rapport entre la masse et le volume du corps.
Elle est exprimée en Kg.m-3 ou g cm -3. La sédimentation est d’autant plus
facile si la différence de masse volumique entre les deux phases ( solide et
fluide) en présence est plus grande.
• La viscosité : On peut définir la viscosité comme étant la force de cohésion
des molécules du liquide. Elle est due au frottement interne entre les
molécules qui les composent. Le mouvement est plus rapide d’autant plus que
la viscosité est faible.
En général, il existe deux types de viscosité :
- La viscosité dynamique µ : exprimée en Poiseuille [ pl. ]
dans le système international, en Pascal seconde [ Pa.s ] ou en [ Po ] dans le
système CGS.
- La viscosité cinématique ν: sa dimension est celle du
quotient de la viscosité dynamique µ par la masse volumique ρ du liquide.
Avec l’appareil de mesure ‘’viscosimètre’’, elle est exprimée en centistokes
[CST], en m2.s-1 dans le système international ;
en Stokes [ST] dans le système
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En sédimentation par cyclonage, pour que la centrifugation soit efficace et la
distribution des particules soit normale, la viscosité cinématique des phases liquides
doit être inférieure à 150 CST.
1-3-2-2 Le débit d’écoulement du courant fluidique
Il constitue le paramètre principal de la sédimentation avec le courant
fluidique.
C’est le volume de fluide écoulé, dans l’unité de temps, à travers une section
déterminée. Il s’exprime en l/s, en m3 /s le débit Q, la vitesse moyenne V et la section
sont liés par l’équation fondamentale :
Q=V.S
On a souvent intérêt à considérer le débit en poids G, dans les calculs
pratiques, qui est le poids de fluide qui s’écoule en une seconde à travers une
section déterminée. Il est lié au débit en volume Q par la relation :
G=ρ.g.Q, ρ étant la masse volumique du fluide.
G s’exprime en kg /s ou en t /s
1-3-2-3 Caractéristiques des particules
• La granulométrie et la densité
- La granulométrie : c’est la dimension des particules pulvérulentes. Elle est exprimée
parfois en pourcentage des grains de différentes grosseurs qui les composent.
- La densité : c’est le rapport de la masse d’un certain volume de la particule à celle
du même volume d’eau (ou d’air pour les gaz).
Elles permettent d’orienter le choix sur le type de classement de l’appareil.
• Le degré de libération
On appelle *degré de libération d’un constituant le rapport de la quantité de ce
constituant présent dans ses particules libres à la quantité totale du constituant
présent dans les particules libres et les particules mixtes.
Un contrôle du degré de libération lors des essais de réduction permet alors
de connaître la forme des liens entre les grains (dureté, clivage,...), ainsi que la
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dimension naturelle des grains à valoriser, alors que tous ces paramètres jouent un
rôle très important dans la détermination de la dimension de séparation de l’appareil.
1-3-3 Possibilité d’application
En opérant la sédimentation à une accélération centrifuge, on peut aboutir avec
ce même appareil deux formes de classement :
- classement hydraulique : si le fluide est un liquide ;
- classement pneumatique : si le fluide est un gaz.
Ces deux classements se reposent sur le même principe et ils sont tous
normalement réservés aux classements des fines et très fines particules.
Remarquons tout simplement que pour le dernier type, la différence de densité
entre les matières solide et gaz est beaucoup plus grande. Ainsi, pour caractériser un
classement pneumatique, il faut bien définir :
- la densité et granulométrie des particules ;
- la densité des fluides gazeux ;
- la vitesse du gaz admis dans l’appareil ;
- le poids de minerais traités par unité de temps.
Nous allons donc traiter plus particulièrement, dans la suite du travail,
le classement hydraulique puisque c’est le but préconisé pour l’appareil à réaliser.
2- CARACTERISTIQUES DES DECHETS
2-1 SPECIFICATION GENERALE DE LA CHROMITE D’ANDRIAMENA [8]
2-1-1 Caractères spécifiques de la chromite
C’est un minerai de chrome, à éclat semi-métallique, sa coloration est noire
brunâtre et sa poudre est brune. Elle appartient au groupe de spinelle et ayant
comme formule Cr2O3FeO avec remplacement possible de Cr3+ par Al3+, Fe3+, et
Fe2+ par Mg2+, Mn2+. Sa dureté est de l’ordre de 5,5 et sa densité varie entre 3,8 et
4,5.
Du système cubique, la chromite se présente rarement en cristaux. Le plus
souvent, elle forme des masses grenues. L’origine est exclusivement magmatique ;
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en effet les roches ultrabasiques constituent l’encaissant principal de la
minéralisation. On peut la trouver dans les dunites, pyroxénolites, péridotites et dans
les roches dérivant de ces dernières. A remarquer que la composition minéralogique
et chimique des roches encaissantes joue un rôle important dans la qualité de
minerai et elle varie en fonction de la nature de la roche basique, et également en
fonction de son altération.
2-1-2 Utilisations de la chromite
Sur le marché international, les chromites sont classées en 3 catégories
suivant leur utilisation :
• Les chromites métallurgiques : Bonne qualité métallurgique, rocheuses ou
pulvérulentes ou en mélange. Le chrome entre dans la fabrication de
ferrochrome, forme sous laquelle il est incorporé dans les aciers spéciaux et
surtout les aciers inoxydables. Il sert aussi à la fabrication d’aciers de
construction mécanique et à aciers à outils de fontes.
• Les chromites chimiques : Les minerais peuvent être rocheux mais on les
préfère sous forme pulvérulente ou friable ayant une capacité de s’oxyder
facilement. A partir de ces minerais, on peut obtenir des sels et oxydes dont
l’utilisation est très répandue sous forme des colorants, de céramique ou
comme mordants dans la tannerie. On fabrique aussi du chrome métal à partir
de l’oxyde de chrome, ce premier entre dans les alliages spéciaux et le
traitement de surface des pièces métalliques.
• Les chromites réfractaires : Elles sont dures et rocheuses. La chromite seule
ou additionnée de magnésite ou d’alumine sert à fabriquer des briques
réfractaires pour les fours industrielles à revêtement basique.
Le classement des chromites dépend surtout de la teneur en chrome, en fer et
leur rapport, ainsi que les éléments fondants. Il est indiqué dans le tableau
suivant.
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Éléments Métallurgique Chimique Réfractaire Fonderie
Cr2O3 > 46% > 44 % 30 – 40 % 44 % au min
Cr/Fe > 3,1% > 1,5 / 1 % > 2 – 2,5/1 % -
SiO2 < 10 % < 3,5 % 6% 4 %
Al2O3 - - 25 – 30 % -
Fe2O3 - - - 26% au max.
CaO - - - 0,5 %
Physique Hard / Lumpy Lumpy Lumpy / friable fines
Tableau n° 01 : Classement classique des chromites (Source – KRAOMA)
2-1-3 Qualité de la chromite d’Andriamena
La chromite d’Andriamena se présente sous différentes formes : en lentille de
dimensions métriques au milieu des roches ultrabasiques, en amas ou laminée. Elle
y est associée avec la gangue complexe de Silicate : talcs, péridots, trémolite,
actinote, gabbro, apatite amphibole, pyroxène. Pour la qualité, elle semble fonction
de la roche encaissante ; il y a des minerais associés à des soapstones ou à des
péridotites où le ratio Cr/Fe est élevé, et ceux associés à des pyroxénolites avec
Cr/Fe moins élevé.
N.B : Le ratio Cr/Fe est le rapport entre la teneur en chrome et en Fer. Plus il est
élevé, plus la teneur en Fer dans la gangue est faible.
En ce qui concerne le classement, la chromite d’Andriamena est destinée
pour la métallurgie. Elle possède donc une teneur élevée en chrome (> 46 %) et
faible en fer ( < 15 % ). Le tableau suivant représente les normes requises des
produits d’Andriamena pour les concentrés et les rocheux.
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COMPOSANTS Concentrés Minerais rocheux
Cr2O3 49 % min 42 % min
Al2O3 13-16 % 13-16 %
FeO 17-18 % 13 –16 %
MgO 12-14 % 17-20 %
P 0,009 % max. 0,007 % max.
Cr/Fe 2,4 / 1 2,5 / 1
SiO2 6 % max. 12-14 %
H2O 6 % 1 % max.
Granulométrie 90 % entre 40 et
1000 µm
70 % entre 25 et 150 mm
30% moins de 25 mm
Tableau n°02 : Normes requises des produits (Source – KRAOMA)
2-2 ETUDE DES DECHETS FINS
Pour réaliser l’étude des déchets, on les soumet à un triple examen :
- étude granulométrique ;
- étude minéralogique ;
- étude chimique.
2-2-1 Analyse granulométrique
Principe : Elle consiste à déterminer la maille de libération des grains sur une
série de tamis dont le diamètre d’ouverture varie de 1mm à 32µm
Mode opératoire :
- Après avoir séché les échantillons à l’étuve réglée à la température de
75 à 80 °C, on les fait passer sur le diviseur pour les bien mélanger.
- On les tamise après. Pour une prise d’échantillon de 1 kg, l’opération dure
5 mn.
- On pèse le poids du refus de chaque tamis.
Expression des résultats :
Notons par E1 l’échantillon du déchet de déphosphoration et
E2 l’échantillon du déchet de laverie.
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Diamètre d’ouverture
du tamis (µm)
E1 (%) E2 (%)
1000
800
500
400
315
200
149
100
80
40
32
<32
1,2
2,8
18,5
10,5
11,3
28,3
10,1
11,2
2,5
3,1
0,3
0,2
2,5
4,2
16
7,1
12
27,5
11,2
12,5
4,3
2,1
0,5
0,1
Tableau n°03 : Résultats d’analyse granulométrique
Les courbes correspondantes sont représentées dans les figures suivantes
C AS D E E 1
05
1015202530
0 500 1000 1500
D iamè tre d 'ouv e rtu re du tamis (µm)
Ref
us (
%)
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fig.n°01 et 02 : Courbes correspondantes à l’analyse granulométrique de E1 et E2
2-2-2 Composition minéralogique [8] [11]
Les déchets fins renferment les éléments suivants : CaO, Cr2O3, MnO, Fe2O3 ,
NiO, Tb4O7 , Yb2O3, SiO2 , K2O, Cl, TiO2, Er2O3, ZrO2, In2O3, Al2O3, MgO, SrO, BaO,
Na2O, P2O5 ,Pt, Pd dont les 14 premiers ont été identifiés par l’analyse à la
spectrométrie par fluorescence X
Pour les deux types de déchets, ces éléments restent les mêmes mais la
différence résulte entre leur teneur ; c’est à dire que celle-ci varie selon la nature de
l’encaissante ainsi les traitements qu’ils ont subis lors des différents étapes.
Parmi les éléments cités ci-dessus, nous allons choisir les composants
principaux. Ils comprennent le silicium (Si), le magnésium (Mg), l’aluminium (Al), le
fer (Fe) , le chrome (Cr).
2-2-3 Etude des principaux constituants
Elle donne une idée de l’abrasivité et surtout du choix sur le type de
fonctionnement de l’appareil, en complément de la granulométrie.
CAS DE E1
05
1015202530
0 500 1000 1500
Diamètre d'ouverture du tamis (µm)
Ref
us (
%)
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2-2-3-1 Comportement physique et chimique
a) silicium
c’est un oxyde acide. Il possède deux degrés d’oxydation (-4) et (+4), le cation
n’existe pas même en milieu acide. Si (OH)4 précipite en milieu basique pH= 12 à 13.
b) Magnésium
Il se présente sous forme de magnésie MgO légèrement basique. Le magnésium
a un seul degré d’oxydation en solution Mg 2+. Le Mg(OH)2 est une base relativement
forte et commence à précipiter vers pH= 9,34.
c) Aluminium
C’est un oxyde amphotère. Il est sous forme d’alumine Al2O3 dans le minerai
Très réfractaire, il a une température de fusion de 2072°C. Ses ions possèdent deux
formes stables :
- l’ion libre Al3+, en milieu acide (pH inférieur à 5 pour une solution 10 –2)
- l’ion condensé AlO2- soluble en milieu basique à partir de pH supérieur ou
égale à 12
d) Fer
Le fer existe sous forme d’oxyde amphotère FeO. L’ion Fe2+ est un acide mais
commence à précipiter vers le pH= 7,45 pour se dissoudre à nouveau à peine en
milieu très fortement basique.
De même en milieu acide, on a surtout Fe 3+. Le Fe (OH)3 précipite vers pH=2,3.
e) Chrome
Il est présent sous forme d’oxyde chromique Cr2O3, également amphotère. Le
Cr2O3 se dissout dans les acides en donnant des sels de chrome trivalents.
Le cation Cr3+ forme des combinaisons très stables. Il est susceptible de se
réduire à l’état de cation Cr2+ comme, d’ailleurs, donner par oxydation, naissance
aux anions CrO4 2- ou Cr2O7
2-. Les sels du chrome trivalent peuvent être violets ou
verts.
Pour terminer, le tableau ci-dessous présente quelques caractères physiques
ainsi que la solubilité de ces éléments dans les acides et les solvants usuels.
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14
Oxydes Aspects densité Température
de fusion
Solubilité dans les acides et les
solvants usuels
Cr2O3 Vert 5,21 2435°c Insoluble dans les acides, les
alcalins, les alcools.
FeO Noir 5,7 1420°c
Soluble dans l’alcool
Soluble dans les alcalins
Al2O3 Incolore 3,965 2045°c Peu soluble dans les acides et
dans les alcalins
MgO Incolore 3,58 2800°c Soluble dans les acides
Insoluble dans l’alcool
SiO2
- Cristobalite
-lechatelierite
-tridymite
-quartz
-
-
-
-
2,32
2,19
1,26
2,63
2230°c
Soluble dans l’acide
fluorhydrique
Très peu soluble dans les
alcalins
Tableau n°04 : Aspects, densités et solubilités dans les acides et solvants usuels des
oxydes naturels des métaux présents dans la chromite.[11]
2-2-3-2 Teneur des produits utiles
Puisque l’objectif principal de notre étude vise à récupérer les concentrés en
chrome, il est alors nécessaire de connaître en premier lieu la teneur en chrome
dans les déchets, puis les teneurs en impuretés qui peuvent nuire l’opération de
classification et intervenir de manière penalisable pour les usages métallurgiques.
Pour ce faire, nous avons classé le lot d’échantillon en 4 tranches granulométriques :
- la première tranche (n°1) : la dimension φ<80
- deuxième tranche (n°2) : 80 < φ <250
- troisième tranche (n°3) : 250 < φ <500
- quatrième tranche (n°4) : φ >500
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15
Pour l’échantillon E1, avec poids spécifique ρ s1=2,16 g / cm3;
E1 Cr2O3 (%) FeO (%) Cr/Fe P (ppm)
n°1
n°2
n°3
n°4
13,45
16,20
25,01
42,10
6,82
10,55
9,47
14,72
1,70
1,34
2,32
2,62
224
>1200
304
52
Pour l’échantillon E2, où ρ s2=1,75 g / cm3, on a :
E2 Cr2O3 (%) FeO (%) Cr/Fe P (ppm)
n°1
n°2
n°3
n°4
23,58
22,69
20,73
20,12
12,70
10,62
11,99
11,41
1,56
1,81
1,46
1,51
544
312
152
1120
Tableaux n° 05 et 06 : Résultats des analyses chimiques des échantillons pour le
dosage du chrome, fer et phosphore.
Notons que, pour l’analyse globale, E1 représente 24,98% de Cr2O3 ;
E2 représente 21,36% de Cr2O3.
Remarques :
- L’unité de laverie et de déphosphoration n’etaient plus en état de marche au
moment du prélèvement des échantillons.
- Pour que les échantillons soient représentatifs, les prélèvements échantillons
se faisaient en profondeur pour éviter les éventuelles contaminations
d’impuretés des couches superficielles.
- Les analyses ont été faites au laboratoire de la société KRAOMA.
Interprétations :
- Les teneurs des éléments dans les échantillons E1 et E2, ainsi que la
différence entre leur masse spécifique mettent en évidence une concentration
plus élevée en chrome dans les déchets du déphosphoration que ceux de
laverie.
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16
- L’analyse des résultats par tranches granulométriques nous permet de faire
les observations suivantes:
# pour E1 : la teneur varie de 13,45 à 42,10.% en Cr2O3 Avec une différence
significative entre les tranches, la teneur en chrome croit avec la dimension des
grains.
# pour E2 : la teneur varie de 20,12 à 23,58.% en Cr2O3 et plus les grains sont
petits, plus la teneur augmente ; mais la différence n’est pas trop marquée.
3- TECHNIQUE DE SEPARATION PAR CYCLONAGE
3-1- L’HYDROCYCLONE
3-1-1 Description générale
L’appareil est composé de trois parties constitutives :
• La partie cylindrique munie de la buse d’injection des produits à traiter ;
• La partie inférieure conique, d’angle au sommet bien calculé, qui se termine par
une buse de décharge.
• La partie supérieure cylindrique ou diaphragme qui sert comme boîte
d’évacuation de la surverse.
3-1-2 Principe de séparation
3-1-2-1 Description du phénomène
Comme son nom l’indique, l’appareil utilise le principe de cyclone. Lors d’un
cyclone : les vents sur les bords convergent vers le centre de basses pressions
atmosphériques en tournant dans le sens des aiguilles d’une montre et en
augmentant progressivement sa vitesse au fur et à mesure que l’on approche.
Aussitôt, après le passage au centre, ils prennent un mouvement ascendant avec
une direction opposée de 180°à celle qu’il avait av ant.
C’est dans cet ordre d’idée qu’on a conçu une forme cylindro-conique à
l’appareil.
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17
3-1-2-2 principe hydraulique
Le principe hydraulique est relativement simple. On cherche à provoquer dans
l’appareil un mouvement de rotation qui devient de plus en plus intense au fur et à
mesure que le tourbillon se développe dans la partie conique de l’hydrocyclone.
Sous l’effet de la force centrifuge résultant de l’introduction tangentielle et sous
pression des pulpes dans le corps cylindrique de l’appareil, les particules solides
tendent à se diriger vers la pointe de la paroi conique en suivant des trajectoires de
rayons différents. Les particules les plus denses et les plus lourdes suivent leur
mouvement en spirale dans la paroi du cyclone. Elles se déchargent sous forme de
suspension épaisse par l’orifice de sousverse dont l’ouverture est réglable. Les
particules les plus fines se déplacent sur des spirales de rayons plus petits et sont
entraînées par le courant liquide dans son mouvement ascensionnel et annulaire vers
l’orifice de surverse.
Comparé aux appareils de classification faisant appel à la pesanteur (hydro-
séparateurs, classificateurs à râteaux), l’hydrocyclone assure une séparation
granulométrique sensiblement plus nette, ce qui est dû d’une part, à la force centrifuge
considérablement plus importante que la pesanteur ( jusqu’à 1000 fois supérieure ) et
d’autre part, à l’action des forces lamellaires s’exerçant au sein du liquide au cours de
la centrifugation provoquant une dispersion totale de tout agrégat ou de tout flocon.
Fig. n°03 Technologie de séparation
par cyclonage
Alimentation pulpe
(liquide + solide)
Moteur Pompe Hydrocyclone
Particules très fines
Particules fines
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18
Fig.n°04 : Schéma de l’hydrocyclone
3-1-3 Possibilités de fonctionnement [13]
Selon la composition et les caractères des matières à traiter, l’hydrocyclone peut
assurer trois possibilités de fonctionnement :
- fonctionnement en classificateur granulométrique ;
- fonctionnement en décanteur- épaississeur ;
- fonctionnement en séparateur densimétrique.
3-1-3-1 Fonctionnement en classificateur granulométrique
Si le liquide introduit dans le cyclone est chargé de matériaux denses et
homogènes, de granulométrie fine et granulée, de faible concentration volumétrique
(10 à 30 %) ; on observe que les éléments fins sont entraînés par le courant
tourbillonnaire ascendant qui se développe dans la partie centrale de l’appareil
concentrique au mouvement de tourbillon principal. Les éléments granulés
PARTIE CYLINDRIQUE
Alimentation
Buse d’injection
Diaphragme
Surverse
Sousverse
PARTIE CONIQUE
BUSE DE DECHARGE
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19
centrifugés à la périphérie sortent à la sousverse. Le tourbillon créé forme ici un
vortex dont l’axe est occupé par une colonne d’air qui traverse l’appareil de la buse
de décharge ou diaphragme et le décharge à la sousverse s’effectue alors sous
forme de parapluie. On a donc une séparation des matières solides en suspension
en deux produits, granulé et fin.
3-1-3-2 Fonctionnement en décanteur-Epaississeur
Si les solides contenus dans le liquide chargé sont suffisamment gros, leur
densité étant homogène et plus élevée que celle du liquide, les solides sont
centrifugés sur la périphérie et entraînés vers la partie basse du cyclone. Ils sortent
avec une faible proportion de liquide à la sousverse et le liquide épuré sort par la
partie haute ou surverse.
Dans ce cas, la colonne d’air n’existe plus qu’au voisinage du diaphragme et la
décharge à la sousverse s’effectue « en boudin ».
3-1-3-3 Fonctionnement en séparateur densimétrique
Si le liquide entrant dans le cyclone est chargé de solides de densités
différentes et que la densité du liquide est voisine ou comprises entre celles des
solides, on observe alors que les particules de faible densité sont entraînées par le
tourbillon central à la surverse, et les particules denses sortent à la sousverse. Les
solides sont alors séparés en deux fractions de densités différentes.
3-1-4 Domaine d’emploi et avantages
3-1-4-1 Domaines d’emploi
- Depuis longtemps, il a été utilisé pour le dépoussiérage de l’air. Dans le domaine
minier, sa principale application est connue dans la séparation des particules en
suspension dans le liquide. D’encombrement faible, il a été souvent utilisé dans les
circuits de broyage- classification à mailles fines, même avec des pulpes relativement
visqueuses où il nécessite la mise en pression de pulpe.
- De nos jours, ses applications deviennent très nombreuses dans différents
domaines industriels, surtout comme épurateur.
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20
3-1-4-2 Avantages
- Débit élevé soit par utilisation d’appareils de grandes dimensions, soit par
installation de plusieurs appareils en parallèle, c’est à dire par multicyclones ;
- Encombrement réduit de l’ordre de 10% de celui d’un hydroséparateur,
installation de pompage comprise ;
- Réglage facile par simple variation de la pression d’alimentation et du diamètre
de l’orifice de sousverse ;
- Séparation granulométrique plus nette que celle réalisée par les appareils
faisant appel uniquement à la pesanteur.
3-2 ANALYSE DES FORCES ET DES VITESSES DES PARTICULES
3-2-1 Les forces [13]
Considérons un ensemble solide fluide, de masses spécifiques respectives ps
et pf, soumis à une rotation uniforme de vitesse angulaire W autour d’un axe vertical
OZ, pour le cas particulier d’un cyclonage, les forces qui agissent sur le solide sont :
- la force de pesanteur Pr
;
- la poussée d’Archimède Fr
;
- la force centrifuge Cv
;
- la force pseudo-Archimedienne C ′r
;
Dont :
- Suivant l’axe Oz :
L’accélération est due à la pesanteur
- la force de pesanteur est descendante :
P= - (Π. Dp/6)3 . ρs a
- la poussée d’Archimède est ascendante :
F= ρf . a. (Π.Dp/6)3
Soit une résultante algébrique:
P+F = (Π.Dp/6)3 .a .( ρf - ρs )
x
Fr
0
y
z
Pr
C′r
Cr
Fig.n°05 : Analyse des forces
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21
- Suivant l’axe OY :
L’accélération y est centrifuge,
On a :
- une force centrifuge :C = (Π.Dp/6)3 ρs w2.r
- une force de poussée: C’= - (Π.Dp/6)3 ρf w2.r
Soit une résultante C+C’= (Π.Dp/6)3 w2.r.( ρs - ρf )
A partir de ces expressions, on peut tirer que selon les valeurs de r, ρf, ρs pour
une vitesse angulaire w constante, la particule va se déplacer soit :
- vers le haut et le centre ;
- vers le bas et la périphérie.
On tient à remarquer que l’action de l’accélération centrifuge obéit à des
principes analogues à ceux de la pesanteur mais seulement le champ de force y est
beaucoup plus intense, ce qui permet de réduire la durée de la séparation et d’en
augmenter le rendement.
3-2-2 Les vitesses [1] [13]
Les particules sont soumises à la résultante de la vitesse :
- Tangentielle(Vt) ;
- radiale (Vr);
- axiale(Vz)
• Pour la composante tangentielle (vt) :
Les différentes études expérimentales nous permettront de l’exprimer par
plusieurs formules.
(1) En négligeant, pour simplification, les pertes de charges par
frottement, la turbulence ;on obtient, pour une pulpe injectée à la
vitesse V à une distance R de l’axe, une vitesse tangentielle vt à
une distance r telle que :
V.R = vt. r
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22
(2)
où P : pression à la distance r de l’axe [Pa];
ρ : masse spécifique de la pulpe[kg/m3].
vt :vitesse tangentielle [m/s]
r :rayon [m]
(3) Par F.J FONTEIN et C. DIJKSMAN, ils ont conduit à une
expression de vt en fonction de r sous la forme :
où x1 et x2 valeurs sans dimensions
dépendent du nombre de Reynolds du
cyclone
(4) Enfin, D.J KELSALL a montré que le maximum de la vitesse
tangentielle est obtenu pour une distance à l’axe légèrement inférieure à celle
du rayon à proximité du vortex central. Donc, plus on désirera une séparation
fine, plus le diaphragme devra avoir un rayon faible.
• Pour la composante radiale ( vr ) Elle prend deux formes :
(1) vr = SaQ
où :Qa est le débit volumique de l’alimentation [m3/s];
S, la section de l’appareil, elle est donnée par la
formule S = 4
2.Dπ [m2]
(2) La deuxième est obtenu à partir des lois générales de la sédimentation
en régime laminaire en remplaçant à la place du champ d’accélération par
l’accélération centrifuge : a = 2
.DW 2, où W désigne la vitesse angulaire de la pulpe
autour de l’axe.
dP/ dr = ρ . vt 2 / r
vt = x 1 / r + x 2. r
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23
où ρ 2: masse spécifique des
particules ;
ρ 3 : masse spécifique du liquide ;
d2 : dimension des particules ;
µ : viscosité du liquide,
r :rayon de la trajectoire par rapport à
l’axe de rotation.
Il est évident que la particule se trouvera centrifugée si sa vitesse radiale vr
est supérieure à celle de l’eau au point où elle se situe. Elle sera donc en équilibre
lorsque vr est égale à la vitesse radiale centripète de l’eau, et ce lieu d’équilibre est
fonction des dimensions d2 des particules.
• Pour la composante axiale ( vz ) : son expression est variée. Le plus important,
c’est sa particularité : comme la composante radiale vr , il existe une surface
latérale imaginaire particulière w dans l’appareil où vz = o , et pour laquelle les
particules ne peuvent ni monter ni descendre.
La confrontation des surfaces d’équilibre et du lieu des points pour lequel la
vitesse axiale est nulle montre que, nécessairement, une surface d’équilibre pour les
grains de dimensions x est confondue avec la surface w.
Cela signifie que les grains de dimension inférieure à x montent à la surverse et
ceux de dimension supérieure descendent à la sousverse.
3-3 ETUDE SUR LE FONCTIONNEMENT HYDRODYNAMIQUE DE
L’APPAREIL
3-3-1 Mouvement tourbillonnaire
Il est caractérisé par deux types d’écoulement:
- l’écoulement principal ;
- l’écoulement secondaire.
L’écoulement principal s’effectue à la périphérie dans un sens donné et a
généralement tendance à se diriger vers le sommet du tourbillon (partie basse de
vr = ( ρ 2 - ρ 3 ) . vt 2. d2
2 / 18. µ .r
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24
l’appareil) ; tandis que l’écoulement secondaire tourne à une vitesse plus élevée
auprès de l’axe de rotation dans l’autre sens vers la base de ce tourbillon (partie
haute de l’appareil).
Au cours du mouvement tourbillonnaire de la pulpe :
� Les lourdes ou grosses particules cheminent plus vite vers la paroi du
cylindre. Grâce au frottement et à l’existence de l’écoulement principal ; elles
sont entraînées vers la partie basse de l’appareil ;
� Les fines ou légères ne subissent pratiquement aucun déplacement radial. Les
courants secondaires les font évacuer à la surverse ;
� Les particules moyennes ont juste le temps d’arriver sur la paroi du cylindre à
la fin du parcours de classement. En effet , elles vont se trouver divisés en deux
parties : Si on examine le profil le long d’une veine de courant prise dans la
masse de pulpe en mouvement (figure 06);
- Celles qui sont placées entre l’axe longitudinal de la veine de la pulpe et de la
paroi sont évacuées avec les grosses particules à la sousverse ;
- Celles qui se trouvent au-delà de la ligne médiane de la veine de pulpe
n’auront pas réussi à l’atteindre d’où ses récupérations à la surverse.
3-3-2 Relation entre la concentration volumétrique de la pulpe et la
pression à la sousverse
La figure 07 nous permet de comprendre la variation de la pression à la buse de
sousverse pour une concentration volumétrique d’alimentation différente.
• La courbe n°01 correspond à la courbe de pression lorsque le cyclone
fonctionne en eau sans matériaux. Du fait de l’écoulement principal , on obtient
une pression positive vers la paroi de la buse, par contre la forte dépression au
centre est causée par l’effet de l’écoulement secondaire.
L’ allure de la courbe renseigne qu’il s’échappe toujours un certain débit liquide
par la sousverse et que le cyclone aspire au centre de la buse un certain débit d’air.
• On obtient la courbe de pression n°02 lorsque l’o n introduira le mélange
eau et particules solides dans l’appareil. on remarque que ce dernier
continuera à aspirer de l’air au centre mais avec une valeur moins faible
qu’auparavant.
Mémoire de fin d’étude - Première Partie
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25
• Enfin, la courbe n°03 nous montre l’allure de la p ression correspondant à
la concentration en solide élevée . Pour ce cas , la buse de sousverse
sera engorgée et les limites d’utilisations du cyclone seront dépassées.
Fig. n°06: Répartition des particules dans l’hydrocyclone
ALIMENTATION
Zone à laquelle le classement est terminé
SURVERSE SOUSVERSE
Mémoire de fin d’étude - Première Partie
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26
*Pm : puissance moyenne ;
courbe (1) : liquide seul ;
courbe (2) : Liquide + solides ;
courbe (3) :concentration en solide élevée
Fig.n°07 : Courbes de pression à la buse de sousverse pour une concentration
volumétrique d’alimentation différente.
Distance par rapport à l’axe de buse
-∆P
+∆P +∆P
Axe de l’appareil dépression -∆P
1
2
3
Pm1 Pm2
Pm3
pression
DEUXIEME PARTIE : CONCEPTION ET REALISATION
Mémoire de fin d’étude - Deuxième partie
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27
1- ETUDE DES DONNEES POUR LA CONCEPTION ET LA
REALISATION
1-1 CHOIX DU TYPE DE FONCTIONNEMENT DE L’APPAREIL
Parmi les trois possibilités de fonctionnement citées dans la partie précédente,
nous allons choisir celle qui convient aux caractères minéralurgiques des déchets
fins à traiter en tenant compte de la condition économique permettant son utilisation
et sa réalisation.
Compte tenu des résultats d ’analyse de la teneur en chrome, on constate
que :
a) A cause de la différence de la teneur significative entre les tranches
granulométriques, on peut appliquer aux déchets de la déphosphoration (E1) la
séparation granulométrique pour récupérer la tranche riche en chrome.
b) Pour les déchets fins de laverie (E2), vue la différence insignifiante de la teneur
entre les quatre tranches, il est préférable d’adopter le procédé de séparation
faisant intervenir la masse volumique ou séparation densimétrique si on désire
obtenir les concentrés en chrome.
Les choix seront justifiés à condition que les frais d’entretien et de traitement
qu’il dispose soient faibles. Nous avons donc l’intérêt de comparer la rentabilité
économique de ces deux techniques possibles.
D’abord, à propos de l’agent de séparation ; le classificateur granulométrique
utilise l’eau tandis que le séparateur densimétrique nécessite autre liquide ayant de
densité voisine à celle des solides : entre 2,5 et 4,5 pour notre cas. Les liquides qui
répondent à ces exigences sont ‘’la diodométhane’’ et ‘’la solution de Clérici’’ de
densités respectives 3,31 et 4,03. Pourtant ils sont très chers.
Parallèlement à l’utilisation du liquide de densité supérieure à l’eau ; sans doute
que l’appareil devra alimenter sous une grande pression, alors qu’une pression
excessive conduit tout de même à des frais de fonctionnement et d’entretien des
pompes élevées.
Mémoire de fin d’étude - Deuxième partie
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28
Par ailleurs, parmi les deux types de déchets, E1 présente la teneur en Cr2O3
beaucoup plus importante que E2, d’où en terme de récupération des concentrés en
chrome, il paraît avantageux de traiter E1 que E2.
Pour l’étude de la conception nous ferons fonctionner l’appareil en classificateur
granulométrique pour le retraitement des déchets de l’unité de déphosphoration.
Nous essaierons quand même de traiter les déchets de l’unité laverie lors des
expérimentations par les mêmes appareils ainsi conçus.
Dans le but d’obtenir le meilleur rendement ; nous envisagerons l’installation
multiple, comprenant 2 hydrocyclones travaillant en série, dont la disposition est
présentée sur la figure 08.
Fig. n°08 : Disposition des appareils
Notations :
A1 et A2 : rangs respectifs des hydrocyclones ;
AL1 et AL2 : Alimentations respectives de l’appareil (1) et (2) ;
s1 et s2 : surverse des appareils ;
S1 et S2 : sousverse des appareils.
Eau à recycler
Injection d’eau claire
AL 2 AL 1
A1
s 1
S 1
S 2
S 2
A2
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29
Les avantages de cette disposition sont :
� Grâce au retraitement de la sousverse, conduisant à l’élimination progressive des
particules à la surverse, elle présente un bon rendement de classification par
rapport à un appareil unique donnant le produit désiré en une seule fois ;
� Elle minimise la consommation du liquide parce que l’eau de surverse du
deuxième appareil pourra servir, après la décantation , à l’alimentation du
premier.
Notes :
- En vue d’obtenir une bonne efficacité de séparation, il est recommandé de
diminuer la surface de décantation d’un appareil à un autre ; ceci permet
d’augmenter progressivement la vitesse limite de décantation.
- La disposition convient bien au cas de la récupération de la sousverse.
1-2 RELATION ENTRE LES PARAMETRES D’UTILISATION ET L E DIAMETRE
DES ORIFICES DE L’APPAREIL [13]
A partir des expériences et travaux expérimentaux ; plusieurs formules
montrant les relations entre ces paramètres et le diamètre des orifices de l’appareil
ont été proposées par de nombreux auteurs .
En fait, elles ne peuvent s’appliquer qu’à une certaine gamme d’appareils de
formes déterminées.
1-2-1 Par D.A DAHLSTROM
Il a établi deux formules :
1) la première fait intervenir à la fois le débit et la pression ;
Q= k P ( D1.D2 ) 0.9
Mémoire de fin d’étude - Deuxième partie
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30
Où Q : débit d’alimentation en m 3/h ;
P : pression d’injection en m CE ;
D1 : diamètre de la buse d’injection en mm ;
D2 : diamètre de diaphragme de surverse en mm ;
K est fonction de l’angle au sommet de la partie conique, ses valeurs sont les
suivantes :
Valeurs de k
Angle au sommet
0.00715
0.0078
0.011
20°
15°
10°
Tableau n°07 : valeurs de k en fonction l’angle de la partie conique
2) La deuxième permet de déterminer le diamètre de la buse d’injection ou de
diaphragme de surverse en fonction de la dimension de séparation du débit ainsi
que la masse spécifique ρ des particules.
d50= 1
1
Q
).D0,6(D0,53
0.6821
−ρ
d50 est la dimension de séparation correspond au point 50 % de la courbe de
partage; elle est exprimée en µm, D1 et D2 en mm, Q en m 3/h et ρ en g/ cm 3
Nous tenons à remarquer que ces formules ne sont pas valables sans les
conditions suivantes :
- le diamètre de l’hydrocyclone D4 correspondant au diamètre intérieur de la
partie cylindrique doit être compris entre 4 et 8 fois de diamètre du diaphragme
D2 ;
- la pulpe à l’alimentation est assez diluée ;
- la concentration en solide d’alimentation à la surverse doit être au maximum 7
à 8 %.
Mémoire de fin d’étude - Deuxième partie
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31
1-2-2 Par DT. TARR et RA. ARTERBUM
Ils ont arrivé à établir la représentation graphique des relations analogues qu’à
celles de DA. DAHLSTROM. La méthode de détermination de dimension de
l’appareil est ici plus simple mais comme le cas précédent ;DT. TARR et RA.
ARTERBUM imposent les conditions suivantes :
- le liquide employé est généralement de l’eau à 20°C ou autre liquide qui
présente une viscosité 1 Cpo et une masse spécifique équivalente à celle de
l’eau ;
- la distribution de dimension doit être normale, c’est à dire qu’il ne devrait y
avoir de très grosses ou très fines particules par rapport aux autres dans une
proportion très faible ;
- on doit considérer une buse d’injection en spirale de sortes à donner une pré
orientation aux particules avant qu’elles n’atteignent le point tangentiel de
contact avec la paroi cylindrique ;
- c’est à partir de diamètre de l’hydrocyclone (diamètre intérieur de la partie
cylindrique) qu’on va déterminer les autres dimensions de l’appareil ;
- d’autre part cet appareil type est conçu pour avoir :
� un diamètre égal à 4 fois du diaphragme de surverse ;
� une buse d’injection de surface égale à 60 à 70 % de celle du
diaphragme ;
� une hauteur égale au diamètre de la partie cylindrique ;
� un angle au sommet compris entre 12° à 20°.
1-2-2-1 Relation entre le débit d’alimentation et le diamètre de
l’hydrocyclone
Elle est donnée par la courbe de la figure n°09 . La partie hachurée
correspond aux optimums convenables à la pression 7m d’eau ; les deux autres
parties correspondent à des pressions différentes mais voisines de 7m d’eau.
Pour un diamètre fixé, le débit peut être modifié avec :
- la concentration en solide d’alimentation (Y) ;
- la pression d’alimentation (P).
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32
� Pour une concentration donnée, on multiplie le débit à partir de la figure 9, par le
facteur f1, représenté dans la figure 10.
� La figure 11 donne le coefficient correcteur f2 du débit selon la pression. f2 peut
être exprimé par : f2(P)= 7p
.
Le débit réel est donc donné par la formule Qr= Q.f1.f2 ;
Où Qr est le débit réel et Q le débit pour le diamètre d’un hydrocyclone.
1-2-2-2 relation entre la maille de coupure et le diamètre de
l’hydrocyclone
Elle est représentée par la figure 12 sous forme d’une bande de surface pour
les opérations s’effectuant à la masse spécifique ρ = 2,65.
Les facteurs qui peuvent intervenir dans la dimension de séparation sont :
a) la masse spécifique des solides
Le facteur de correction de la dimension de séparation vaut :
f3 ( ρ ) = [1
1,65−ρ
] 0,5
Il est donné par la figure 13.
b) la pression
La figure 14 donne le facteur de correction f4 qu’il faut utiliser pour
trouver la dimension de séparation réelle.
c) la concentration en solide d’alimentation
Elle a également un effet sur la dimension de séparation puisqu’elle
modifie le débit. Le facteur de correction f5, pour une concentration en
solide donnée, est indiqué dans la figure 15.
La dimension de séparation réelle est :
d50r=d50.f3.f4.f5
d50r étant la dimension de séparation réelle ;
d50 la dimension de séparation de base ;
f3, f4, f5 lus respectivement aux figures 13,14,15.
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33
Fig. n°09 : débit d’alimentation en fonction de diamètre de l’hydrocyclone
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34
Fig. n°10 et 11 : Facteurs de correction f1 et f2 du débit
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35
Fig.n°12 : diamètre de l’hydrocyclone en fonction de la dimension de séparation
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36
Fig.n°13et14 : facteurs de correction f3 et f4 de la dimension de séparation
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37
Fig.n°15 : Facteur de correction f5 de la dimension de séparation
1-3 ETUDE DES DIFFERENTES ORIFICES
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38
1-3-1 La buse d’injection
Elle joue un rôle de créer un écoulement fluidique sans heurter au point
d’entrée. La forme curviligne en spirale permet de minimiser la turbulence qui
règne à l’intérieur et maximiser la conversion de l’énergie cinétique en force
centrifuge.
1-3-2 La buse de surverse
C’est l’orifice dont l’étude est la plus critique et la plus délicate. Sa dimension
influe sur les résultats opératoires. En général, un plus grand diaphragme
donnera une coupure plus grossière et une plus grande proportion de solides à la
surverse ; par contre un plus petit diaphragme provoquera une coupure plus fine
et moins de solides.
Pour un débit donné, elle a la plus grande répercussion sur la chute de
pression.
En pratique, elle doit avoir la hauteur plongée dans l’appareil.
1-3-3 La buse de sousverse
Cet orifice permet d’évacuer les matériaux grossiers. En effet, sa dimension
ne devra jamais être si petite jusqu’à provoquer un écoulement sous forme de filet
continu de solides.
Pour terminer, précisons quelques remarques sur le mode de fonctionnement de
l’hydrocyclone assurant la classification par granulométrie:
• Une fois que les dimensions de l’appareil sont fixées, les seuls moyens de
réglage résident :
- dans la pression d’alimentation ;
- dans le degré de la dilution de la pulpe ;
- dans le diamètre de la buse de sousverse.
• Les dimensions des hydrocyclones (diamètres intérieurs de la partie cylindrique)
varient de 5cm à 1m ; en réalisant des séparations allant de quelques microns à
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39
150 µm. Un même appareil peut effectuer des séparations suivant un intervalle
de 30 à 40 µm avec des réglages ou modes opératoires appropriés ;
• En travaillant avec une même hauteur de charge, la dimension de séparation
varie avec le diamètre de l’hydrocyclone : plus le diamètre est grand ; plus la
dimension de séparation augmente ;
• Il est tout à fait possible de faire fonctionner l’hydrocyclone avec une pression
anormalement élevée, celui-ci étant équipé d’une buse de décharge de petites
dimensions ; le débit sera dans ce cas très faible.
D’autre part, les performances supérieures avec augmentation de débit
seraient obtenues si on utilise le même hydrocyclone avec une plus faible chute
de pression et des orifices plus grands.
2-DIMENSIONNEMENT DES APPAREILS
Pour le cas de l’hydrocyclone, le débit ne se pose pas comme problème
primordial, c’est à partir de la maille de coupure recherchée que l’on fixe le diamètre
de l’appareil
En se référant sur les résultats de l’étude sur les déchets, on constate que la
maille de coupure des deux types du déchet n’est pas la même :
- Pour E1 :on désire récupérer les plus grosses particules à la sousverse;
- Par contre, pour E2 :on veut obtenir les plus fines dans la partie surverse.
Nous allons donc fixer d’abord les diamètres des deux appareils et la maille
pour laquelle la récupération du chrome est optimale, pour chaque type, sera
recherchée par les moyens de réglage au cours des essais.
- pour le premier appareil ;nous avons fixé D4=450 mm, avec, θ = 17° ;
- pour le deuxième, nous avons pris la moitié D’4= 225mm,et θ’ = 15°.
Concernant les autres dimensions, elles seront calculées à partir des relations
imposées par DT TARR et R.A ARTERBUM :
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- Diamètre de la buse de surverse (D2) : D2=44D
;
- buse d’injection de surface carrée (H1) : H1=84D
.0,7.π ;
- hauteur de la partie cylindrique (H4) : H4=D4 ;
- hauteur de la partie conique (H3) : H3=
28.tan
43.D
θ ;
- buse de sousverse (D3) : comme moyen de réglage, nous prévoyons 3 buses de
diamètres intérieurs différents dont le plus grand présente le même diamètre que
la buse de surverse D2.
On applique les mêmes formules pour le dimensionnement du deuxième
appareil.
3- CALCUL DES PARAMETRES D’ALIMENTATION
Les paramètres d’alimentation sont :
� La concentration en solide d’alimentation (Y) ;
� La pression d’injection (P) ;
� Le débit d’alimentation (Q).
Nous déterminerons leur limite supérieure admissible à partir des
relations, élaborées par DJ TARR et R.A ARTERBUM, qui tiennent compte des
facteurs de correction.
A remarquer que les résultats donnés par ces relations
correspondent aux valeurs théoriques pour lesquelles la performance est la plus
élevée (débit d’alimentation élevé avec une plus faible chute de pression).
3-1 LA CONCENTRATION EN SOLIDE D’ALIMENTATION
Elle est fonction du rapport de diamètre de l’appareil et de la buse de
surverse. On a le tableau suivant :
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41
% de solide d’alimentation (Y) D4 / D2
200 – 80 µm < 80 µm
15% 4 3
15 – 30% 4,5 4
>30% 6 5
Tableau n°08 : concentration de solide en fonction de diamètre de l’appareil
Dans le calcul du diaphragme, nous avons pris pour les deux appareils :
D2= D4/4 ;la concentration correspondante indiqué dans le tableau est Y= 15% et en
tenant compte de la granulométrie des échantillons, nous prenons Y=30% comme
valeur admissible maximale, d’où 15% < Y < 30%.
3-2 LA PRESSION ET DEBIT D’ALIMENTATION
3-2-1 la pression d’alimentation
Considérons cas par cas les déchets :
Cas de E1 : comme il est indiqué auparavant, le but consiste à obtenir les plus
grandes dimensions et nous avons comme relation : d50r=d50.f3.f4.f5.
selon la figure n°12, d 50 correspondant aux appareils pour une pression
voisine de 7 m d’eau sont : 70µm pour A1 et 50µm pour A2 ;
puisque f3 dépend de la masse spécifique des particules, il ne reste que les deux
variables f4 et f5 pour faire augmenter la valeur de d50r.
Par la figure n°14 et 15, nous trouvons respectivem ent que les valeurs de f4 et f5 sont
supérieures à 1 si P1<7m et Y>10%.
Pour la concentration, elle est déjà fixée entre 15 et 30 % ;
Pour la pression : pratiquement, les pressions d’utilisation sont généralement
comprises entre 0,2-5 bars ; ceux qui correspondent aux 2,040 et 51,020m d’eau.
La pression d’utilisation de nos appareils doit donc être comprise entre 2 et
7m d’eau pour le cas de retraitement des déchets de déphosphoration.
Si on déduit la dimension de séparation réelle, on à :
Pour A1 : d501r=70.1,25.1,08.2,5=236,25µm ;
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42
Pour A2 : d502r =50.1,25.1,08.2,5=168,75µm.
Les valeurs respectivesρ1 = 2,16 ;P=6m ;Y=30% auront été retenue pour ces
calculs.
Cas de E2 : Nous désirerons récupérer les plus fines particules. On cherche donc à
réduire la valeur de d50r à partir de f4 et de f5.
Or f4<1 ⇔ P>7m.
Avec ρ2=1,75 ; P=8m ; Y=15%, on peut tirer :
- pour A1 : d501r’=70.1,5.0,95.1,3=129,67µm ;
- pour A2 : d502r’=50.1,5.0,95.1,3=92.62µm
3-2-2 le débit d’alimentation
Il est donné par la formule : Qr = Q.f1.f2 ;
A la pression voisine de 7 m d’eau : la valeur de Q est obtenue dans la figure
n°9.
Pour l’appareil A1 : Q1=95 m3/h ;
Pour l’appareil A2 : Q2=23 m3/h .
E1 : Selon la figure 8 et 9; avec Y=30% ⇒ f1=1,33 ;
P=6m ⇒ f2=0,95 ;
Finalement, on a : Qr1=95.1,33.0,95=120,03 m3/h et
Qr2=23.1,33.0,95=29,06 m3/h.
E2 : Pour Y=15%⇒ f1=1,15 ;
P=8m ⇒ f2= 1,12.
Nous avons donc Qr1’=95.1,15.1,12=122,36 m3/h
Qr2’=23.1,15.1,12=29,62 m3/h
Nous résumons dans le tableau suivant les résultats de nos calculs des données
opératoires.
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Echantillon
Premier appareil A1
Deuxième appareil A2
E1
(ρ1 = 2,16)
d50
(µm)
Q
(m3/h )
P
(m)
Y
(%)
d50
(µm)
Q
(m3/h
P
(m)
Y
(%)
236,25
120,03
6
30
168,75
29,06
6
30
E2
(ρ2 =1,75 )
129,67
122,36
8
15
92,62
29,62
8
15
Tableau n°09 : Tableau récapitulatif des données opératoires adoptées
4- ETUDES PARTICULIERES DIVERSES
4-1 AGENCEMENT DES APPAREILS
Il donne l’idée de fonctionnement des deux hydrocyclones avec les appareils
et matériels accessoires.
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Fig. n°16 :Agencement des appareils
4-1-1.La pompe à pulpe
Pour le bon fonctionnement des appareils, certains débits et pressions sont
nécessaires pour les alimenter. Les pompes servent à fournir l’énergie au fluide
d’alimentation.
Normalement, dans la marche industrielle et suivant le plan de montage, nous
avons besoin de deux pompes : l’une sert à l’alimentation du premier appareil et
l’autre pour réinjecter l’eau de surverse du deuxième vers le puisard ou le dispositif
d’alimentation de la pulpe.
4-1-1-1 types de pompe
Trop plein
Bacs de récupération de surverse
sousverse surverse
surverse
Injection d’eau claire Goulotte convergente d’alimentation
Vanne Clapet
POMPE
MOTEUR
Dispositif d’alimentation en pulpe
Grille de protection
robinet
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45
En fonction du type de mouvement imparti au liquide par la forme du rotor, et
suivant que ce mouvement est purement radial ou purement axial ou composé des
deux mouvements ; on a les types suivants :
- pompe centrifuge ;
- pompe à hélice ;
- pompe helico-centrifuge.
Elles pompent facilement les éléments grossiers et sont conçues de telle sorte
que les parties en contact avec la pulpe à pomper soient revêtues de matériaux
résistants à l’abrasion.
En ce qui concerne leur montage, comme les pompes à pulpes ne sont pas des
pompes aspirantes, leur montage se fait souvent en charge.
A cause de ses innombrables variations possibles qui portent sur ses
paramètres, nous avons choisi la pompe centrifuge qui est un type le plus courant
des pompes.
4-1-1-2 Les pompes centrifuges
Le mouvement du liquide est rigoureusement normal à l’axe car il pénètre au
centre de la roue et est projeté vers l’extérieur par l’action combinée de la force
centrifuge et des aubes du rotor. La volute du corps transforme la vitesse acquise
par le liquide en pression.
4-1-1-3 Choix de la dimension de la pompe
Il doit être mené avec soin car les performances de l’usine, son coût de traitement
la fréquence des incidents nécessitant un arrêt, en dépendent directement.
Sa dimension doit être fixée en fonction du débit et de la pression désirés pour
l’alimentation
Pour notre cas, nous avons besoin d’un débit de 120,03m3/h et de 122,36m3/h
donc la pompe centrifuge de dimension C100 dont le débit de fonctionnement varie
entre 22 à 125 m3/h a été choisie pour l’installation.
Après avoir trouvé la dimension, on détermine le point de fonctionnement de
la pompe en fonction de la hauteur manométrique, le rendement, la vitesse de
rotation de la pompe, le débit d’alimentation; à l’aide de ses courbes caractéristiques
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Le point de fonctionnement doit être aussi près que possible du rendement
maximal, en vérifiant si le rendement ne chute pas trop vite autour du débit moyen
choisi.
En outre, il faut vérifier la puissance du moteur choisi, qui doit laisser une
marge de sécurité. On doit comparer également les vitesses.
4-1-2 Les autres accessoires de l’installation
� Le puisard de la pompe
Il joue le rôle d’assurer la réserve de pulpe avant la pompe. La forme conique
à la partie inférieure permet d’éviter les dépôts des particules au fond du puisard.
Dans le but d’éviter l’entrée des corps étrangers dans la pompe, le puisard
doit être équipé d’une grille de protection dont la section utile est au moins égale
à la section du puisard.
L’ordre de grandeur de sa capacité doit être comparable au débit de la pompe
pendant une minute de fonctionnement.
� Les tuyaux
Il faut faire attention au dimensionnement des tuyaux, afin d’éviter au
maximum les pertes de charges et garantir une capacité de la pompe plus
élevée. Les dimensions sont choisies selon la vitesse de l’eau. Dans la plupart
des installations de pompage des pulpes, la plage de vitesse se situe
approximativement entre 1,5 et 5m/s.
Ils doivent être parfaitement étanches sans contre pente vers l’orifice de
la pompe dans le but d’éviter toute formation ou stagnation des bulles et poches
d’air. Ainsi pour qu’ils ne chargent pas l’orifice de la pompe avec leur poids, ils
doivent être toujours fixés sur leur appui.
� La vanne
Elle doit être montée :
- dans la conduite de refoulement pour le réglage du débit au démarrage et à
l’arrêt du moteur ;
- dans la conduite d’alimentation du puisard.
� Le clapet de retenue
Il doit être installé entre la vanne de manœuvre et la pompe. Il est destiné
surtout à la protection de la pompe en cas d’arrêt brusque du moteur.
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� Les bacs de récupération
Ils servent à :
- la récupération des concentrés ;
- la décantation des produits avant le recyclage de l’eau claire débarrassée des
particules (cas de surverse de A2).
4-2 LES MATERIAUX DE FABRICATION
Soumis :
- A la poussée hydrostatique exercée par la pulpe ;
- à la vibration transmise par la pompe ;
- aux caractères abrasifs du chrome ;
les appareils doivent être faits les matériaux qui présentent :
- une excellente coulabilité et usinabilité ;
- une grande capacité d’amortissement aux vibrations ;
- une bonne résistance à l’usure et à l’abrasivité.
Pour résister à l’abrasivité, on doit prévoir des blindages en caoutchoucs moulés,
de leur partie intérieure en contact avec la pulpe.
A cause des disponibilités financières limitées, de problème temporel qui s'est
surgi au cours de l’étude ; nous ne pouvons pas utiliser les matériaux dont nous
avons parlé tout à l’heure ; leur coût très élevé fait augmenter considérablement le
coût de fabrication des appareils. De toute façon, les appareils sont conçus
spécialement pour l’essai. Nous avons choisi les tôles galvanisées qui :
- présentent une bonne résistance à l’usure grâce à sa mince couche de zinc à
la face extérieure ;
- sont faciles à manipuler et à déformer ;
- sont plus économiques.
Les raccordements sont effectués par boulons et l’étanchéité est assurée par
des joints en caoutchouc intercalés entre les brides.
5- MANIPULATION ET ENTRETIEN
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5-1. MANIPULATION
- Remplir le puisard jusqu’à un certain niveau ;
- Avant le démarrage de la pompe : Vérifier la position de la vanne dans la
conduite de refoulement : la puissance nécessaire au démarrage d’une pompe
à écoulement radial, sous une charge élevée ou moyenne diminue lorsqu’elle
est fermée. Il est donc nécessaire qu’elle soit fermée avant le démarrage,
- mettre en marche le moteur ;
- ouvrir progressivement la vanne en maintenant le volume d’alimentation dans
le puisard à un niveau précis et constant ; ceci permet d’éviter l’aspiration du
bouchon d’air et une fluctuation du volume pompé.
- Fermer la vanne dans la conduite de refoulement avant l’arrêt du moteur.
5-2. ENTRETIEN ET INSTALLATION
Pour les appareils : l’entretien se fait souvent au niveau de la couche de
blindage .Comme la pulpe est abrasive, il est recommandé de contrôler fréquemment
le blindage de la partie interne des appareils.
Pour les accessoires : s’ils sont installés dans des conditions satisfaisantes et si
leur exploitation et leur entretien sont correctement effectués, ils pourront fonctionner
assez longtemps sans avaries :
- la pompe doit être protégée contre les inondations, le moteur doit être aussi
installé dans un endroit sec.
- Avant le démarrage de la pompe :
� il faut effectuer le graissage suivant les instructions du constructeur ;
� On doit s’assurer aussi que la pompe est amorcée, dans le cas contraire, on
pourrait endommager certains organes dont le bon fonctionnement nécessite une
lubrification par l’eau. il ne faut pas mettre en marche une pompe désamorcée.
- Il en est de même pour le moteur, le bon suivi du graissage permet de
travailler sans incidents majeurs
- On doit contrôler souvent le blindage au niveau du côté commande et
aspiration de la pompe
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- Dans les conduites, il faut minimiser le nombre des coudes et les autres
accessoires qui augmentent les pertes de charge.
6- COUT DE FABRICATION
Nous adapterons les appareils conçus aux matériels accessoires disponibles
à la société KRAOMA. Nous allons établir dans ce chapitre seulement le devis
estimatif des 2 appareils à fabriquer.
6-1 MATIERES PREMIERES
DESIGNATION PRIX UNITAIRE QUANTITE
UTILE
MONTANT
(Fmg)
Corps des appareils :
• Tôle galvanisée 15/10 (2 x 1m)
• Tôle inoxydable 15/10 (2 x 1m)
Boulons d’assemblage :
• M 6 x 20
• M 8 x 10
• M 8 x 25
• M 12 x 20
Rondel de ø6
Rondel de ø8
Rondel de ø12
Joints caoutchoucs
Etain MBO 33% 9594
Support :
80.000
1.500.000
250
350
500
700
100
150
250
7.000
25.000
8
1/4
33
36
12
10
33
48
12
7
9
640.000
375.000
8.250
12.600
6.000
7.000
3.300
7.200
3.000
49.000
225.000
Mémoire de fin d’étude - Deuxième partie
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50
• Tube carré
- 25 x 25 x 1,5 (6m)
- 45 x 45 x 1,5 (6m)
• Tube ronde
20 x 1,5 (6m)
50.000
60.000
65.000
1
1
1
50.000
60.000
65.000
TOTAL 1 1.511.350 Fmg
6-2 MAIN D’ŒUVRE:
LIBELLES DES OPERATIONS MONTANT(Fmg)
• Traçage – Découpage
• Cintrage manuel
• Agrafage
• Soudage à l’arc
• Pointage – perçage
• montage
80.000
170.000
150.000
50.000
30.000
10.000
TOTAL 2 490.000 Fmg
6-3 COUT TOTAL
DESIGNATION MONTANT(Fmg)
Total 1
Total 2
1.511.350
490.000
TOTAL 2.001.350 Fmg
Soit un coût de fabrication de 2.001.350 Fmg ou 400.270 ariary.
TROISIEME PARTIE : ESSAIS ET INTERPRETATION
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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51
1- EXPERIENCES
Nous avons effectué deux essais:
- L’essai à blanc ;
- L’essai de séparation.
L’essai à blanc qui se fait avec de l’eau pure consiste à vérifier le circuit de
l’installation afin de déterminer la valeur approximative minimum admissible du débit
et de pression d’injection tandis que l’essai de séparation a pour but de chercher, par
les moyens de réglage, la meilleure performance des appareils.
Tous les deux nécessitent la prise de mesure de la pression et du débit.
• Mesure de la pression : C’est une indication de l’énergie requise pour
forcer un certain volume à travers d’un hydrocyclone équipé d’une
combinaison d’orifices. Elle exige impérativement l’emploi d’un manomètre.
� Si la surverse se décharge à l’atmosphère, le manomètre devra être
placé à la buse d’injection ;
� dans le cas contraire, on aura besoin de deux manomètres dont l’un
est placé à la buse de surverse et l’autre à la buse d’injection.
• Mesure du débit : elle donne une idée de la distribution des forces dans les
hydrocyclones.
comme appareils de mesure, on peut utiliser le débitmètre ou la chronomètre.
Comme nous ne disposons pas de manomètre, nous ne pouvons pas
effectuer la mesure de la pression.
En effet, au cours de ces essais :
- les appareils ont été fonctionnés avec une charge élevée
(15m d’eau) et un faible débit (15,63 – 62,02 m3/h ) ;
- les paramètres de réglages se rapportent sur :
♦ la dilution de la pulpe ;
♦ le débit d’alimentation ;
♦ la buse de sousverse.
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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52
)
Fig.n°17 et 18 : Emplacement et fixation du premier appareil
Fig.n°19 : Emplacement et fixation
du deuxième appareil
Fig.n°20 : Quelques accessoires
de l’installation : pompe- puisard
moteur- vanne
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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53
1-1 ESSAI A BLANC
1-1-1 But
Nous cherchons à :
- indiquer les valeurs approximatives des débits d’alimentation des
appareils ;
- déterminer le débit minimum admissible du fonctionnement des
appareils.
1-1-2 Déroulement
- Remplir le puisard ;
- Avant la mise en marche du moteur, il est nécessaire de marquer
les positions de fonctionnement de la vanne au niveau de la
conduite de refoulement de la pompe, nous avons fixé 4 positions ;
- Ouvrir progressivement la vanne jusqu’à la position recherchée ;
- A chaque position, mesurer la durée de pompage pour des
volumes préalablement fixés ;
- Déduire le débit d’alimentation, il est donné par le rapport du
volume pompé à celle de la durée de pompage.
1-1-3 Résultats : Ils sont représentés sur le tableau suivant :
Ouverture de la vanne
1/4 ouvert
1/2 ouvert
3/4 ouvert
Tout ouvert
Volume pompé (m3) 0,152 0,348 0,412 0,445
Durée 35’’ 39’’ 31’’37’’’ 25’’.49’’’
Débit d’alimentation (m3/h) 15,63 32,12 46,89 62,02
Tableau n°10 : débit d’alimentation en fonction d’ouverture de la vanne
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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54
Le débit avec lequel l’eau commence à déborder vers la partie supérieure des
appareils se trouve entre la première et la deuxième position d’ouverture de la
vanne.
D’après la mesure, il a pour valeur Qmin=20,83 m3/h
En tenant compte de la viscosité de la pulpe, nous avons commencé l’essai
de classification à partir du débit Q2=32,12 m3/h (vanne 1/2 ouvert).
1-2 ESSAIS DE CLASSIFICATION
Principe Il consiste à :
- chercher lors des essais le débit et la concentration avec lesquels
la séparation présente un résultat plus net ;
- trouvant le débit, améliorer le résultat au moyen des réglages de
l’ouverture de la buse de sousverse, en maintenant la
concentration en volume de solide constante.
1-2-1 Préparation de la pulpe
Puisque nous n’avons pas d’appareil approprié pour contrôler la dilution, autre
que le densimètre ; nous avons l’intérêt d’établir en premier lieu la relation entre la
densité et la concentration en volume de solide dans la pulpe.
1-2-1-1 Densité en fonction de la concentration
• Mode opératoire :
- préparer le mélange ;
- remuer de temps en temps pour garder la concentration de la
solution,
- prendre 1L de la solution pour mesurer la densité.
• Résultats :
Soient d1 et d2 les densités respectives de la pulpe de E1 et de E2, avec leur
masse spécifique 2,161 =ρ g /cm 3 et 75,1=2ρ g /cm 3, nous avons comme
résultat :
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55
CONCENTRATION EN VOLUME
d1
d2 Solide (%) Liquide(%)
5
15
30
45
60
75
95
85
70
55
40
25
1,05
1,16
1,35
1,51
1,67
1,86
1,02
1,10
1,21
1,31
1,40
1,53
Tableau n°11 : densité de pulpe en fonction de la concentration en
volume de solide
Si on les représente sous forme des courbes, on a :
fig. n°21 : densité de pulpe de E1 en fonction de la composition de solide et
liquide
CAS DE E1
0
0,5
1
1,5
2
0 20 40 60 80
concentration de solide (%)
dens
ité d
e la
pul
pe
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56
fig. n°22 : densité de pulpe de E2 en fonction de la composition de solide et
liquide
Comme la concentration d’alimentation de nos appareils varie de 15% à 30%,
nous travaillons donc avec les tranches densimétriques :
• 1,16 – 1,35 pour E1 ;
• 1,10 – 1,21 pour E2.
1-2-1-2 débits d’alimentation de solide et du liquide
Ce sont les débits maximaux de solide que nous avons déterminé ici parce
que le débit d’alimentation de la pompe diminue suivant la densité du liquide à
pomper alors que nous avons supposé les débits trouvés par l’essai à blanc comme
débits de la pulpe.
Notations: Q i j : débit volumique d’alimentation ;
G i j : débit massique d’alimentation ;
i=1,2,3 et j = S, L ;
CAS DE E2
0
0,5
1
1,5
2
0 20 40 60 80
concentration en solide (%)
dens
ité d
e la
pul
pe
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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57
L’indice i désigne les débits respectifs donnés par les 3 positions
d’ouverture de la vanne ;
L’indice j représente l’état de la matière dont S solide et L liquide.
CALCULS
Toutes ces valeurs sont trouvées par des raisonnements analogues.
• Pour E1 : - le facteur d’humidité f1’=3,5% ;
- la densité d2=2,16
Prenons, par exemple, la valeur trouvée dans la première ligne et première
colonne. Nous y travaillons avec le débit d’alimentation de la pulpe Q1j=32,12 m3/h et
la concentration en volume du solide Y=15%.
Le débit 32,12 m3/h contient donc 15% de solide et 85% du liquide. D’où les
débits d’alimentation respectifs de solide et liquide :
- Q1S=32,12. 0,15 = 4,81m3/h,
- Q1L=32,12. 0,85 = 27,31m3/h,
Connaissant le débit volumique de solide, nous pouvons déduire son débit massique
tel que : G’1S = Q1S.d1 ;
9,71 43,42
7,34 32,83
4,85 52,71
3,67 39,86
5,03 22,49
2,51 27,31
G1s (kg/s)
Q1L (m3/h)
15% 30%
G3s (kg/s)
Q3L (m3/h)
G2s (kg/s)
Q2L (m3/h)
Débit
11,55 43,42
8,73 32,83
5,77 52,71
4,35 39,86
5,80 22,49
2,98 27,31
G1s (kg/s)
Q1L (m3/h)
15% 30%
G3s (kg/s)
Q3L (m3/h)
G2s (kg/s)
Q2L (m3/h)
Débit Y(%)
CAS DE E1 CAS DE E2
Tableau n°12 et 13 : débit d’alimentation de solide et du liquide en fonction de la concentration de la pulpe
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58
⇒ G’1S=4,81. 2,16= 10,38T/h équivaut à 2,88Kg/s ;
En tenant compte de l’humidité, nous avons finalement G1S= G’1S (1+f1) ;
⇒ G1S= 2,88.(1+0,035) =2,98Kg/s
• Pour E2 : - le facteur d’humidité f2’=7,5% ;
- la densité d2=1,75
Il en est de même ; prenons la première ligne et la deuxième colonne.
Avec Qij=32,12m3/h et Y=30%, nous trouvons :
- Q1S=9,63m3/h ;
- Q1L=22,49m3/h
Le débit massique des solides a pour valeur : G’1S=9,63 . 1,75=16,85T/h équivaut à
4,68 kg/s ;
Avec le facteur d’humidité f2’=7,5%, le débit massique final est :
G1S= 4,68. (1+0,075)=5,03kg/s
1-2-2 Essai
1-2-2-1 Déroulement :
- remplir le puisard ;
- démarrer la pompe ;
- ouvrir progressivement la vanne de la conduite de refoulement en
ajoutant peu à peu de solide. Le débit d’alimentation, en solide et
liquide, du puisard doit être égal au débit de la pompe afin de
maintenir le volume dans le puisard constant ;
- garder le débit d’alimentation du solide avec lequel concentration
serait atteinte ;
- contrôler la dilution de pulpe à la sortie de A1, la régler par le débit
d’eau à piquer pour l’alimentation de A2 ;
- commencer à chronométrer l’opération
1-2-2-2 Résultat
Dans ce qui suit, on adopte le symbole suivant :
- B1 et B2 : diamètres d’ouvertures respectifs de buse de sousverse
de l’appareil A1 et A2 ;
- V : ouverture de la vanne ;
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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59
- T : durée de l’opération ;
- AH, AS : masse humide et sec d’alimentation ;
- CH, CS : masse humide et sec du concentré ;
- CA : teneur en chrome dans l’alimentation ;
- CC : teneur en chrome dans le concentré ;
- CR: teneur en chrome dans le rejet ;
- fA’ : facteur d’humidité de l’alimentation ;
- fC’ :facteur d’humidité du concentré.
- RP : rendement en poids du concentré ;
- RM : rendement métal du concentré.
Le rendement poids et le rendement métal sont donnés par les formules :
RP= .100AC
S
S ; RM= Rp.A
C
CC
.
A cause de l’insuffisance de produits chimiques pour le dosage, seuls les
rendements métal des essais présentant les plus bons résultats que nous ayons pu
déterminer.
Venant du fait que les appareils de mesure ont été incomplets lors des
expériences, nous n’avons pas pu déterminer les valeurs exactes des débits
d’injection d’eau claire pour chaque essai au niveau du deuxième appareil,
seulement, il varie entre 15,54 et 20,85m3/h
Pour chaque type d’échantillon de déchets, les particules à la surverse
commencent, à apparaître a la position d’ouverture 3/4 de la vanne , toutes les
prises de mesure y commencent
Pour E 1
Nous avons effectué 5 essais et ce sont les particules à la sousverse que nous
avons récupéré.
Essai n°01 : V=3/4, Y=30%, B 1=80mm et B2=46mm ;
Essai n°02 : V=3/4, Y=15%, B 1=80mm et B2=46mm ;
Essai n°03 : V :tout ouvert, Y=30%, B 1=80mm et B2=46mm ;
Essai n°04 : V :tout ouvert, Y=30%, B 1=60mm et B2=40mm ;
Essai n°05 : V :tout ouvert, Y=30%, B 1=60mm et B2=40mm.
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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60
Avec le facteur d’humidité de l’alimentation f1’=3,5%, on a comme résultats :
ESSAI
AH (kg)
AS(kg)
CH(kg)
fC’
CS(kg)
T
RP(%)
1
2
3
4
5
524
265
520
520
346
505,66
255,75
501,8
501,8
334,08
198,15
105,15
185,94
177,64
125,85
7,6
7,2
7,5
7,7
7,3
184,16
98,09
172,97
164,94
117,29
2’30’’
2’17’’
2’35’’
2’37’’
2’10’’
36,42
38,36
34,47
32,87
35,11
Tableau n°14 :Résultat des essais de classification de E1
L’essai n°4 a été choisi pour l’analyse chimique p arce qu’il présente le meilleur
résultat.
Avec CA=25,73% ; CC=46,25% ; Rp=32,17%, le rendement métal sera
RM= %,,
,.,1359
732529468732 = , avec la teneur en phosphore dans le concentré 352 ppm
Pour E 2
Grâce à un faible quantité du stock des déchets de laverie, la concentration
d’alimentation au cours de cet essai a été fixée à la valeur Y=15%.
Nous avons pesé à la fois les solides sortant à la surverse et à la sousverse.
Pour chaque alimentation, la première valeur du rendement en poids
correspond à la quantité des concentrés à la surverse et la deuxième celle de la
sousverse.
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
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61
On a effectué 4 essais :
- essai n°1 : V=3/4, B 1=113mm et B2=56mm ;
- essai n°2 : V=3/4, B 1=80mm et B2=46mm ;
- essai n°3 : V : tout ouvert, B 1=113mm et B2=56mm ;
- essai n°4 : V : tout ouvert, B 1=80mm et B2=46mm ;
Avec fA’=7,5%, nous avons obtenu les résultats suivants :
ESSAI
AH(kg)
AS (kg)
CH(kg)
fc’(%)
CS(kg)
T
RP(%)
1
220
203,5
85,38
133,82
8,2
8
78,91
123,11
1’50’’
38,77
60,49
2
220
203,5
128,97
89,58
8,1
7,9
118,52
83,02
2’15’’
58,24
40,80
3
290
268,25
113,41
175,93
8,1
7,8
104,91
162,20
1’48’’
39,11
60,46
4
290
268,25
178,9
110,45
8,3
8,1
165,21
101,50
1’57’’
61,59
37,84
Tableau n°15 : Résultat des essais de classification des échantillons E2
Nous avons analysé 2 produits : la sousverse de l’essai n°2 (S 2) et la surverse
de l’essai n°3 (s 3) dont :
� Pour S2 où la sousverse est considérée comme concentrée, nous avons :
RP=40,80 ;CA=22,44%, CC=26,16%, CR=20,20%, d’où son rendement
métal RM= %,,
,.,5647
442216268040 = , avec de teneur en phosphore 348 ppm
dans le concentré
� Pour s3 où la surverse est considérée comme concentrée : avec Rp=39,11,
CA=22,44%, CC=24,92%, CR=21,92%, le rendement métal est :
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
HANITRINIALA Fanjatiana M.C.G.
62
RM= %,,
,.,00342
442292241139 = , où la teneur en phosphore dans le
concentré est 308 ppm.
Vu la différence entre les rendements métaux ainsi que les teneurs en chrome
dans le concentré de S2 et de s3, on peut tirer que la sousverse de l’essai n°2
présente un meilleur résultat.
Remarque : Toutes les analyses chimiques ont été effectuées au laboratoire
de la société KRAOMA.
1-3 INTERPRETATION
Que ce soit pour E1, que ce soit pour E2, on constate au cours des essais que
plus le débit augmente, plus la proportion des particules dans la partie surverse est
importante.
Cependant la majorité du liquide se trouve toujours à la surverse.
Ainsi la réduction du diamètre de la buse de sousverse a le même effet comme
précédemment, elle diminue la quantité du solide à la sousverse.
Pour le cas de E1, le plus bon résultat se trouve avec le débit d’alimentation
maximal de nos essais, il s’améliore encore en réduisant le diamètre de la buse et en
augmentant la dilution de la pulpe d’alimentation.
Par contre, pour E2, il est constaté avec le débit et le diamètre moyen en
récupérant à la partie sousverse le concentré.
On remarque aussi tout au long des essais de séparation que les appareils
opèrent plutôt la classification par équivalence, c’est à dire qu’ils assurent à la fois la
séparation suivant la taille et suivant la densité des particules.
Mémoire de fin d’étude -Troisième partie
HANITRINIALA Fanjatiana M.C.G.
63
2- CONSIDERATION ENVIRONNEMENTALE
Comme dans tous les domaines de la production industrielle, la transformation
des produits miniers peuvent présenter des perturbations des environnements.
2-1.IMPACTS NEGATIFS
- Les vibrations et les bruits engendrés par les pompes et les
moteurs peuvent créer une nuisance à certaines personnes qui
travaillent aux alentours.
- -les eaux résiduaires sortant des appareils risquent d’avoir un effet
devasteur sur l’équilibre naturel de l’environnement et sur la santé
de la population locale.
2-2 MESURES D’ATTENUATION
Elles permettent de maintenir le plus bas le niveau des dégâts :
- alimentation de la pompe selon les normes de sécurité imposées
par les constructeurs ;
- atténuation de la vibration par le graissage et la lubrification
périodique des organes en mouvement des installations ;
- prévention d’un dispositif de protection pour tous les éléments
tournants ou en mouvements ;
- minimisation de la quantité des eaux usées à éliminer, par la mise
en place de bassin de rétention qui a pour tâche de séparer les
particules flottantes de l’eau résiduaire ; avant le recyclage ;
- prévention des canalisations qui dirigent les eaux à éliminer vers le
milieu récepteur loin des éléments fragiles à protéger tels que les
sources et puits, lacs etc.….
CONCLUSION GENERALE
La consultation des documents, les entretiens avec des professeurs ont
permis d’affirmer que les appareils hydrocyclones, adaptés à toutes les conditions de
travail, à encombrement réduit et à bas prix, sont tout à fait réalisables ; dans le but
de récupérer les concentrés en chromite dans les déchets fins de la société
KRAOMA.
Les appareils conçus exploitent le champ de force centrifuge pour séparer les
particules solides suivant la taille et la densité. Les moyens de réglage résident dans
la buse de sousverse, la dilution de la pulpe et la pression d’injection.
Comme nous avons deux types des déchets à traiter, les essais nous ont
permis de conclure que :
- Avec une capacité des appareils de 3,78 T/ h les déchets de déphosphoration
présentent des résultats satisfaisants. Mais pour réduire la teneur des éléments
nuisibles tel que le phosphore, nous proposons de faire passer les concentrés par le
séparateur magnétique.
- Par contre, pour les déchets de laverie, nous avons obtenu un faible
accroissement de la teneur en chromite dans les concentrés avec une capacité des
appareils de 2,21 T/ h.
Par ailleurs, du fait de l’action de force centrifuge plus importante que la
pesanteur agissant sur les particules au cours de la séparation, la technique de
séparation des hydrocyclones ne convient pas réellement aux déchets de laverie
dont les concentrés en chromite se trouvent surtout dans les tranches
granulométriques fines. Il vaut mieux appliquer une autre méthode de classification
exploitant purement la différence de densité des particules solides, pour les traiter.
Enfin, nous affirmons que les résultats pourront être améliorés avec les
conditions d’alimentation respectées.
ANNEXE IANNEXE IANNEXE IANNEXE I
VITESSE DE CHUTE D’UNE SPHERE DANS UN FLUIDE AU
REPOS [1]
Soit une particule solide parfaitement sphérique, de
diamètre Dp et de masse volumique ρs, en suspension diluée dans un
fluide, de masse spécifique ρf et de viscosité µf, au repos ; lorsque la
particule est placée dans un champ d’accélération ‘’a’’, elle est
soumise à trois forces :
- La force de pesanteur : P= aρ6
πDs
3p
;
- La poussée d’Archimède : F= aρ6
πDf
3p
;
- La résistance offerte par le fluide : R= 2
VρCS
2f ;
Où V : vitesse de déplacement libre de la particule à l’intérieur du
fluide au repos ;
C : constante de Newton ou coefficient de frottement, sa valeur
dépend de la nature du régime d’écoulement ;
S = π Dp2/4, section du solide en mouvement.
En appliquant la relation fondamentale de la dynamique,
l’équation s’écrit :
RFPdtdV
m −−=
Où m désigne la masse de la particule
Le mouvement de particule s’effectue en 2 étapes :
� Pendant une très courte durée, le mouvement est uniformément accéléré ;
� Lorsque la force due à la pesanteur est équilibrée par la force résistante due à la
viscosité du milieu liquide ; les particules atteignent leur vitesse limite de
sédimentation Vlim et le mouvement devient uniforme.
Pour cette 2ème phase , 0dtdV = ;
En remplaçant les trois forces par leur valeur respective, on
obtient :
02
VρCS)ρa(ρ
6
πD 2limf
fs
3p =−−
⇔ f
pfslim ρ
)aDρ(ρ
3C4
V−
=
ANNEXE IIANNEXE IIANNEXE IIANNEXE II
NOMBRE DE REYNOLDS DANS LA DECANTATION CENTRIFUGE [ 15 ]
♦ Nombre de Reynolds
C’est un nombre sans unité qui permet de caractériser le régime d’écoulement de
fluide.
Dans le cas d’une sphère, il est donné par la formule :
Re= f
pf
µ
VDρ
Où V : vitesse de déplacement du solide au sein du fluide m/s;
µf : viscosité du fluide en CST;
ρf : masse volumique du fluide en kg/ m3;
Dp : diamètre de la particule solide en mm.
♦ Les régimes d’écoulement du fluide
Les lois régissant le phénomène de la décantation centrifuge continue
d’une suspension sont complexe, mais on peut supposer que l’écoulement
est :
- soit du type laminaire , régi par la loi de Stokes lorsque le nombre
de Reynolds est faible, Re < 2 ; c’est à dire faibles vitesses,
particules fines et milieu visqueux.
Dans les applications industrielles, on se trouve généralement dans le
cas du régime laminaire ;
- soit du type intermédiaire lorsque Re est compris entre 2 et 500 ;
- soit du type turbulent (force résistance proportionnelle au carré
de la vitesse) lorsque Re est compris entre 500 et 200.000.
♦ Expression de la vitesse limite de décantation en fonction du régime
d’écoulement
a) En régime laminaire : C= 24/Re, en remplaçant Re par sa valeur , on a :
C= pf
f
DVρ
24µ alors Vlim= pfs
f
pf )aDρ(ρ3.24µ
)D4(Vρ− d’où la loi de Stokes :
Vlim= 2p
f
fsaD
18µ
)ρ(ρ −
• En régime turbulent : C 4,0≈ , il en résulte alors,
Vlim= pf
fsaD
ρ
)ρ(ρ3,33
−
Pour la sédimentation par gravité, on peut remplacer a par l’accélération de la
pesanteur g ;
Pour le cas de la centrifugation, a= w 2r=Vt 2/r ; avec
w : vitesse angulaire autour de l’axe vertical (rad/s);
r : rayon de la trajectoire de la particule (m);
Vt : vitesse tangentielle de la particule(m / s).
Mixtes
Ø < 40 mm
Broyages fins jusqu’à Ø=200µ
Produit à déphosphorer
Jusqu’à 200 ppm de phosphore
Sous forme de P2O5
Séparateur magnétique Rejets
Concentré déphosphoré à 60-70 ppm de
phosphore
Concentré direct
Produits concentrés fins 200µ - 1000µ
BROYAGE
Tablage Tables à secousses Rejets LAVERIE
D E P H O S P H O R A T I O N
Alimentateur primaire
Brise bloc
Crible Ø100 mm
Concasseur à mâchoire ouverture 90 mm
C O N C A S S A G E
Ø > 40 mm
Séparation par flottation Médium = FeSi (d=3,5)
Produit rocheux normal d =3,4
43%-45% Cr2O3-FeO
Produit rocheux spécial d =3,6
43%-45% Cr2O3-FeO
Produit rocheux 40mm – 150mm
Rejets
L I Q U E U R
D E N S E
ANNEXE III Flow sheet du traitement de
Chromite à Andriamena (1998)
ANNEXE IVANNEXE IVANNEXE IVANNEXE IV
CALCUL DES DIMENSIONS DES APPAREILS
I-PREMIER APPAREIL(A1)
Avec le premier appareil, nous avons D4=450mm et °= 17θ
1) Dimension de la buse de surverse (D2)
D2= D4/4 soit D2=112,5mm 112mm≈
2) Dimension de la buse de sousverse (D3)
Nous prévoyons 3 buses de diamètres intérieurs différents :
D31= D2, soit D31= 112 mm ;
Les deux autres sont fixés arbitrairement, soient D32=80 mm et D33=60 mm.
3) Buse d’injection
• La section carrée(H1)
Elle a une section carrée de côté H1 défini par H1=( ) ( )
84
5070
22
5070 .D,π,.D,.π,
=
Soit H1=83,39 mm 83mm≈
• Le spirale
Le côté central du carré du spirale est fixé à D4’/8 avec D4’=D4+2E
D’où J= EF84D
24D
24D
−+
′+
′+
′ , E= 35mm et F est à 70 mm pour assurer
la fonction de l’appareil à la construction métallique ou bâti
J= 9 D4’/8 + F-E ou J=8
8F10E49D ++, soit J=620mm
I= 5D4’/4 +F-E ou I=4
4F6E45D ++, soit I=685mm
4) Longueur du diaphragme plongé dans l’appareil (G)
Elle doit être supérieure à H1 et nous avons fixé G=97mm
5) Hauteur totale de la partie cylindrique (H4)
Nous avons H4=D4 soit H4=450mm
6) Hauteur de la partie cylindrique inférieure (H4’)
H4’= H4 - H1 = ( )
− 5,0.7,08
84 π
D soit H4’= 366,63mm mm367≈
7) Hauteur totale de la partie conique (H3)
tan ( )
3.2
342 H
DD −=
θ d’où H3=
( )
=
−
2tan8
43
2tan.2
34θθ
DDD,
soit H3=1129,14mm ≈ 1129mm
8) Volume effectif de l’appareil
• Volume de la partie conique (Vco)
Vco=
++=
++ 3.D4D23D2
4D12
3πH
43.D4D
4
23D
4
24D
33π.H
En prenant D4=4D3 et H3=
2tan8
43
θ
D, on aura Vco= 3
4.D
2θ
512.tan
21
π
Soit Vco= 0,078m3
• Volume de la partie cylindrique (Vcy)
• Vcy= 4.
4
24 H
D
π, comme H4=D4, alors Vcy= .
4
34
Dπ,
Soit Vcy=0,0715 m3
Volume total (Vt) Vt= Vco+ Vcy
Soit Vt=0,149 m3
9) surface de classement (Sc)
Elle est représentée par la partie en contact avec la pulpe dans l’appareil sans
considérer les différents orifices. On ne va considérer que la surface située au-
dessous de la buse d’injection, là où le classement a lieu principalement.
Sc= 3
.2
3444
. HDD
HD
++′ ππ = ( )
+
−
2tan64
24
..155,0.7,08
8
24
.
θ
ππ
π DD
Sc=( )
+−
2tan64
15
8
5,0.7,0824
.θ
ππ D
Soit Sc=1,51m2
II-DEUXIEME APPAREIL(A2)
Avec le deuxième appareil, nous avons D4’=225mm et °=′ 15θ
On applique les mêmes formules et on obtient pour :
1) Dimension de la buse de surverse (D’2) :D’2= 56mm
2) Dimension de la buse de sousverse (D3) :
soient D’31= 56 mm ;D’32=46 mm et D’33=40 mm.
3)Buse d’injection
• La section carrée(H’1) :H’1=42mm
• Le spirale : avec E’= 25mm et F’= 50mm, nous trouvons J’=334mm et
I’=369mm
4) Longueur du diaphragme plongé dans l’appareil (G’) :
Pour A2, elle est fixée G’=50mm
5 Hauteur totale de la partie cylindrique (H’4) : H’4=225mm
6) Hauteur de la partie cylindrique inférieure (H4’') : H4’’=183mm
7) Hauteur totale de la partie conique (H’3) : H’3=641mm
8) Volume effectif de l’appareil :
• Volume de la partie conique (V’co) : V’co=0,0111 m3
• Volume de la partie cylindrique (V’cy) : V’cy=0,00894 m3
Volume total (V’t) : V’t= 0,02 m3
9) surface de classement (S’c) : S’c=0,41m2
Tous les diamètres trouvés ci dessus représentent les diamètres intérieurs des
orifices.
ANNEXE VANNEXE VANNEXE VANNEXE V
DESSINS TECHNIQUES
ANNEXE VIANNEXE VIANNEXE VIANNEXE VI
CALCULS HYDRAULIQUES
I-Dimmensionnement de la tuyauterie
La vitesse d’écoulement dans les tuyaux doit être comprise entre 1,5 et 5m/s .
La dimension de la conduite est reliée à la vitesse d’écoulement du fluide par la
formule : Q=V.
4
2.Dπ, Q désigne le débit volumique du fluide (m3/s) ;
V, la vitesse d’écoulement (m /s) ;
D la dimension intérieure de la tuyauterie (m).
• Conduite de refoulement (D1)
Le débit maximal d’alimentation sera Q=122,36 m3/h, équivaut à 0,0339 m3/s.
On peut tirer donc, pour V=1,5m/s 170mmD1 =⇒ ;
pour V=5m/s 93mmD1 =⇒ ;
d’où 93mm< D1<170mm, soit D1=100mm
• Conduite d’alimentation du deuxième appareil (D2)
Pour la valeur du débit maximal Q=29,62 m3/h ou 0,0082 m3/s, nous avons :
- avec V=1,5m/s 83mmD2 =⇒ ;
- avec V=5m/s 45mmD2 =⇒
nous fixons D2=60mm
Pour les conduites de surverse et sousverse, elles doivent présenter des
dimensions voisines à celle de la buse :
- Pour A1 dont le diamètre intérieure de la buse de surverse et sousverse est
113mm, on peut travailler avec le tuyau de diamètre 100mm.
- Il en est de même pour A2. avec le diamètre des buses égal à 56 mm , on
peut utiliser le tuyau de diamètre 60 mm.
II- Détermination de la différence d’altitude entre les deux appareils
La valeur de l’énergie potentielle de pression recherchée pour alimenter le
deuxième appareil sera compensée par l’énergie potentielle de position, donnée par
la dénivellation entre les deux appareils.
ρ.g
BP
BZ
gB
V.
ρ.gA
P
AZ
gA
V. ++=++
2
2
12
2
1
( )A
PB
PgA
VB
VgB
ZA
ZL −+
−=−=⇒
.
122.2
1
ρ
où VA et VB : les vitesses respectives de la pulpe aux points A et B [m / s];
PA et PB : les pressions respectives aux points A et B [Pa] ;
ZA et ZB : position par rapport à l’axe [m];
g : accélération de la pesanteur [m/s2] ;
ρ : masse volumique de la pulpe [kg/m3].
Données : VA=0 ;
ZB=0
VB : avec Qmax=29,62m3/h et diamètre intérieur du tuyau d’alimentation
de A2, D2=60mm, on trouve VB=2,73m/s ;
PA : comme la pulpe effectue une chute libre jusqu’au point A, on peut
considérer que PA=0 ;
PB : PB=6m CE équivaut à 58860Pa ;
ρ : nous prenons la masse volumique de la pulpe correspondant à 30 % en
solide d’alimentation, pour E1 ; 1ρ =1350 kg/m3 et pour E2 ; 2ρ =1210 kg/m3. Pour la
raison de sécurité, la deuxième valeur sera retenue pour le calcul ;
x
ZA
B
A
0 y
z
A2
A1
L
Notons par L la différence d’altitude
entre A1 et A2.
Si on récupère les concentrés à la
sousverse, la pression maximale
d’alimentation de A2, juste au point B, sera
PB=6m CE.
Appliquons le théorème de Bernoulli
(conservation de charge) entre les deux
points A et B :
g=10 m/s2
A.N :
On a i=( )
5,2121058860
2
22,73101 =
+ m
D’où, pour obtenir une pression d’alimentation P=6mCE du deuxième appareil,
il nous faut une dénivellation de 5,2m entre les deux appareils.
III- La perte de charge
C’est la chute de pression causée par l’effet de frottement du liquide sur les
parois de la tube et la configuration du circuit.
On va calculer la somme des pertes de charges créées dans la conduite de
refoulement qui est la section susceptible de les provoquer.
- Perte de charge linéaire :
Elle est donnée par la formule : i=g
U
D
l
2
2..λ ,[m CE]
U représente la vitesse moyenne de l’écoulement dans le tuyau [m/s] ;
D : diamètre intérieur du tuyau [m] ;
λ : coefficient sans dimension appelé coefficient de perte de charge ;
l :longueur de la conduite [m] ;
g : accélération de la pesanteur [m/s2] .
Données : λ : il dépend surtout du régime d’écoulement dans les tuyaux . Comme
nous sommes dans les applications industrielles, on se trouve généralement dans le
régime laminaire où λ = 64/Re.
Ainsi, pour l’écoulement dans les tuyaux : Re= γ
U.D ; γ étant le coefficient de
viscosité cinématique.
- Re<2000 si le régime est laminaire;
- Re>3000 s’il est turbulent .
Puisque nous n’avons pas de l’appareil de mesure de la viscosité, nous
prenons arbitrairement Re=1800 en supposant que le mouvement dans la conduite
est laminaire.
Pour Re=1800 0,0351800
64λ ==⇒ .
U : elle peut être déterminée par la relation : U=Q/S où S est la section du tuyau et Q
le débit du fluide. Avec D=100mm ; Q =122,36 m3/h, on trouve U=4,31m/s ;
l: nous fixons l=5m.
A.N : i = 0,035.( )
2.104,31
.0,15 2
= 1,62
Soit i =1,62 m CE
- Perte de charge singulière
Il s’agit de celle due aux accidents de la tuyauterie : coude, réduction,
changement de direction ou de section.
Par calcul direct, elle est donnée par la formule :∆H=2.g
k.U2
U et g indiquent les mêmes notations que précédemment ;
K : coefficient dépendant de la nature de la résistance locale
Selon le plan de montage, elle est créée surtout par le clapet, la vanne et le
coude.
Le clapet et la vanne [15]
En considérant qu’ils sont complètement ouverts avec le débit maximal
d’alimentation, les valeurs respectives de k pour la vanne à papillon et le clapet de
retenue à battant seront 0,15 et 2,5.
A.N :pour la vanne : ∆H1=0,15.( )2.104,31 2
=0,139m CE
Pour le clapet : ∆H2=2,5.( )2.104,31 2
=2,32m CE
Le coude
La valeur de k est fonction de l’angle du coude α et le rapport entre son rayon
R et le diamètre D du tuyau.
Coudes arrondis [15]
α
R/D
1 2 3 4 5
30°
45°
60°
90°
0,09
0,16
0,21
0,35
0,06
0,10
0,13
0,17
0,06
0,09
0,11
0,15
0,06
0,08
0,10
0,11
0,05
0,07
0,09
0,10
Fixons R/D=2 et α=60°, on peut tirer ∆H3=0,13.( )2.104,31 2
=0,120m CE
Si on en déduit la valeur approximative de la perte de charge totale
correspondante au plan de montage, sans tenir compte du caractéristique du tuyau
souple, on a : ∆H totale = i+∆H1+∆H2+∆H3=1,62+0,139+2,32+0,120=4,19m CE
Soit ∆H totale = 4,19m CE
ANNEXE VIIANNEXE VIIANNEXE VIIANNEXE VII
OPERATION DE POMPAGE
I - Quelques définitions
- Pouvoir aspirant : hauteur de colonne d’eau maximale qu’une
pompe peut aspirer. Cette distance varie selon que la pompe est
amorcée ou non.
- Auto-amorçage : capacité d’une pompe à aspirer du liquide lorsque
le réservoir est en dessous de la pompe
- Pression de refoulement ou pression dynamique: pression générée
au refoulement de la pompe.
- Pression statique : pression interne du circuit non générée par la
pompe.
II- Installation de pompage
Montage avec pompe AUTO-AMORCANTE Montage avec pompe en CHARGE
Pour le pompage du pulpe, on applique souvent le montage en charge.
- hauteur géométrique de refoulement : hauteur entre la pompe et le
réservoir de refoulement.
- Hauteur géométrique de refoulement totale : hauteur entre les
réservoirs d’aspiration et le refoulement.
- Hauteur géométrique d’aspiration : hauteur entre le niveau du
liquide dans le réservoir et l’entrée de la pompe lorsque cette
dernière est placée au-dessus du réservoir d’aspiration.
charge à l’aspiration
hauteur refoulement
totale hauteur refoulement
totale
hauteur aspi ration
hauteur refoulement
hauteur refoulement
- Charge d’aspiration : hauteur entre le niveau du liquide dans le
réservoir et l’entrée de la pompe lorsque cette dernière est placée
au-dessous du réservoir d’aspiration.
III - Détermination du point minimal admissible de fonc tionnement de la
pompe
Il est déterminé à l’aide des courbes caractéristiques de la pompe.
Elles comprennent :
- la courbe des hauteurs manométriques totales ;
- la courbe des vitesses ;
- la courbe des rendements.
On obtient le point de fonctionnement I par l’intersection du débit (axes des
abscisses) avec la hauteur manométrique (axes des ordonnés).
Pour notre cas, le débit maximal d’alimentation a été déjà fixé. Il nous reste
donc à déterminer la hauteur manométrique totale H.
Elle est donnée par la formule H= Hg totale+ ∆H totale
Où Hg totale : hauteur géométrique de refoulement totale [m]
∆H totale : perte de charge totale au niveau de la conduite
de refoulement [m CE].
A.N Hg totale = 3,5m ; ∆H totale =4,19m CE
H=3,5+4,19=9,19m soit H = 9,19m
I est donc défini par (122,36 ; 9,19). D’après la courbe de vitesse et de
rendement, il équivaut à la vitesse de rotation de la pompe N=800t/mn et au
rendement R=0,625.
Puisque nous avons besoin encore une certaine pression au niveau de la
buse d’injection de l’appareil, la hauteur manométrique avec laquelle la pompe
fonctionne doit dépasser cette valeur. Egalement, la vitesse de rotation de la pompe
doit donc être supérieure à 800t/mn.
Comme moyen de réglage de la vitesse de la pompe, on peut adopter soit du
réglage mécanique par jeu de poulie soit du réglage électrique qui dépend surtout du
moteur d’entraînement.
BIBLIOGRAPHIES
COURS
[1] RANDRIANJA Roger et RAKOTOARIVONIZAKA Ignace
Cours de Minéralurgie – 4ème année
Ecole Supérieure Polytechnique d’Antananarivo
OUVRAGES
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Presse universitaire, France 1970, 170p
[3] CHEVALIER.A – Guide du dessinateur industriel
Hachette technique, Edition 1998-1999, 320p
[4] ELOY Christian – Conception en construction mécanique
Aide mémoire, Dunod, Paris 1981, 270p
[5] GILBERT Drouin, M.GOU, P. THIRY- Eléments des Machines
2ème édition revue & augmentée – Ecole polytechnique de Montréal, 1986, 543p
[6] LENCASTRE Armando – Manuel d’hydraulique Générale
6ème édition – Paris Eyrolles, 1976, 411p
[7] LEVIATOV. DC – Calcul des éléments de machine et résistance des matériaux
Moscou – Edition ‘’ Ecole supérieure’’, 1980, 300p
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1999
[9] NORBERT.M, R.PHILLIPE – Technologie de construction mécanique
Paris. Bordas, 1981, 259p
[10] POLOUJADOFF – Machines électriques et réseaux industriels
Paris. Runod, 1972, 100p
[11] RAJOELISOA Andriamalala – Contribution à l’étude du platine et du palladium à
partir de la chromite
Département Génie Chimique, 2002
[12] RAMINOSOA Tantely – Conception et réalisation d’un prototype de table
densimétrique – Application à la concentration de chromite
Département Mines, 1999
[13] RAOELISON Barimino Jean P – Conception d’un classificateur hydraulique ou
pneumatique
Département Mines, 1982
[14] R. MERAT, R.MOREAU, L.ALLAN, JP.DUBOS, J.LAFARGUE, R.LEGOFF
Transformateurs des moteurs électriques
Collection – Etapes électroniques – Edition Nathan, Paris 1992
[15] Technique de l’Ingénieur
A3 – A906 et A908 , J2 – J1440 à J1450
Auteur :HANITRINIALA Fanjatiana Marie Clairette Georgine
Titre du mémoire :Conception et Réalisation : Hydrocyclones en vue de récupération
des concentrés en chromite dans les déchets fins de la société KRAOMA
Pagination :63
Nombre de tableau :15
Nombre de figure :22
Nombre d’annexe :7
RESUME
Dans le cadre du partenariat entre l’Ecole Supérieure Polytechnique
d’Antananarivo et la société KRAOMA, la présente étude consiste à la conception et
la réalisation de deux appareils hydrocyclones en vue de récupération des
concentrés en chromite dans les déchets fins de la société KRAOMA.
La classification que ces appareils assurent fait partie de l’étape préliminaire
de concentration des minerais.
Les essais après la réalisation consistent à tester et à vérifier la performance
et la fiabilité des appareils à partir de ses paramètres de réglage.
Des deux types de déchets fins traités, ceux de la déphosphoration offrent
beaucoup plus d’intérêt, par rapport aux déchets de laverie, en termes de
récupération des concentrés en chromite.
Mots clés : Hydrocyclone, récupération, concentrés, déchets, pulpe, surverse,
sousverse, pompe, moteur.
Encadreur : Mr RANDRIANJA Roger
Enseignant chercheur de L’ESPA
Adresse de l’auteur : Mlle HANITRINIALA Fanjatiana
Lot 4 TH 20 Tsarahonenana
Tsiroanomandidy -119 -