Uranium

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structure cristalline Rayon métallique pour la coordinence 12
92 238,0 g.mol-1 [Rn] 5f3 6d7s2 orthorhombique de paramètres a = 0,2848 nm, b = 0,5858 nm et c = 0,4946 nm 156,0 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
19,05 g.cm-3 6,0 1 132°C 3 818°C 3,8.106 S.m-1 27,6 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKa : U4+aq/UOH3+aq pKa : UO2+2aq/UO2OH+ pKs : U(OH)3 pKs : U(OH)4 pKs : UO2(OH)2
1,7 0,7 5,8 19 45 19

Potentiels standards :

UO22+ + 4H+ + 2e = U4+ + 2H2O E° = 0,33 V
UO2+ + 4H+ + e = U4+ + 2H2O E° = 0,55 V
UIV + e = UIII E° = -0,63 V
U3+ + 3e = U(s) E° = -1,8 V
UO22+ + e = UO2+ E° = 0,06 V

Données thermodynamiques

Uranium cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 50,2 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 27,5 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 11,3 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 460 kJ.mol-1

Uranium gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 523,2 kJ.mol-1

Données industrielles

Matières premières

La teneur de l’écorce terrestre est de 3 à 4 ppm. C’est un élément relativement répandu, il est aussi abondant que l’étain ou le zinc, 50 fois plus que le mercure et 1000 fois plus que l’or.

L’eau de mer renferme 3 µg d’U/L soit au total 4,5 milliards de t d’uranium. Par exemple, le Rhône charrie près de 100 t/an d’uranium naturel qui provient, en partie, du ruissellement des pluies sur les massifs cristallins. L’extraction de l’uranium de l’eau de mer est techniquement possible, mais elle n’est pas actuellement rentable.

L’exploitation des gisements est économiquement rentable lorsque les teneurs en uranium dépassent 0,05 % à 0,1 %. En général, la teneur des gisements exploités est de 0,1 à 0,3 %. Des gisements exceptionnels peuvent atteindre des teneurs plus élevées : jusqu’à 20 % à Cigar Lake et Mc Arthur River au Canada, l’exploitation de ce dernier étant suspendue depuis 2018.

Minerais

Il sont de différents types : à pechblende ou uraninite (contiennent de l’oxyde UO2 en partie oxydé en U3O8), à brannerite (contiennent du titanate d’uranium)…

L’uranium se trouve sur tous les continents et dans tous les types de terrain. Les plus grands producteurs mondiaux sont donc souvent des pays d’une grande superficie. En particulier, les plus grands gisements connus se trouvent en Australie, au Canada et au Kazakhstan.

Les phosphates sédimentaires naturels, matières premières des engrais phosphatés, renferment des teneurs de 50 à 300 ppm d’U, en substitution dans la structure apatitique (exceptionnellement de 0,2 à 0,5 % dans le gisement de Bakouma en République Centre Africaine). Lors de l’attaque sulfurique du phosphate, l’uranium est libéré et passe en solution dans l’acide phosphorique duquel il peut être extrait à l’aide de solvants organiques. En 1984, 6 unités, dont 4 aux États-Unis étaient en service dans le monde occidental, avec une production de 1400 t/an d’U. En Irak, à Al Qaim, une unité fut construite en 1984 et détruite en 1991. L’extraction de l’uranium des phosphates a donné, dans le monde, un total de 20 000 t d’uranium. Les ressources contenues dans les phosphates sont estimées entre 9 et 22 millions de t. Cette extraction a été considérée, ces dernières années, non rentable économiquement mais au Brésil, une joint-venture, Santa Quitéria, a été constituée entre Industrias Nucleares do Brasil et Galvani, détenu à 60 % par Yara, pour exploiter les mines de Santa Quitéria et d’Itataia, dans l’État de Ceará et produire des engrais phosphatés et de l’uranium avec une capacité de production de 1 270 t/an d’U. Pour la mine de Santa Quitéria, les réserves sont de 79,5 millions de t de minerai renfermant 11 % de P2O5 et 998 ppm de U3O8.
L’extraction par solvants utilise traditionnellement une association du di-2-éthylhéxyl phosphate (D2EHPA) et de l’oxyde de tri-n-octyl phosphine (TOPO) dans le kérosène. Toutefois Kamorphos a mis au point une nouvelle molécule (Krophos-18) extractante et PhosEnergy développe un procédé par échange ionique. Une joint-venture, Urtek, constituée entre Cameco à 73 % et PhosEnergy à 27 % a construit une usine mobile de démonstration utilisée, en 2012 et 2014, chez des producteurs américains d’engrais phosphatés et obtenu un taux de récupération de l’uranium contenu dans l’acide phosphorique de 92 %. Une étude de pré-faisabilité est en cours.

Gisement d’Oklo (Gabon) : dans ce gisement, durant 600 000 ans, a fonctionné, il y a 1,8 milliard d’années, un réacteur nucléaire naturel. A cette époque, l’uranium naturel avait une teneur de 3,07 % en 235U. L’uranium du cœur de la zone de réaction a actuellement une teneur de 0,004 % en 235U (0,72 % normalement) : 2 t de 235U ont été consommées par fission.

Exploitations minières

Elles étaient traditionnellement souterraines ou à ciel ouvert. Par rapport à des exploitations minières classiques la radioactivité du minerai nécessite la réduction des concentrations en poussières et en radon en utilisant une fixation des poussières par arrosage et une ventilation énergique. Les gisements avec des teneurs importantes (Mac Arthur River et Cigar Lake au Canada) sont exploités souterrainement à l’aide d’équipements télécommandés afin d’éviter le contact direct des mineurs avec le minerai, les opérations de broyage étant réalisées sous terre (voir ci-dessous pour Cigar Lake).

Toutefois, lorsque les conditions géologiques le permettent, on assiste au développement de la lixiviation in situ dénommée ISL (In Situ Leach). C’est le cas des exploitations américaines du Wyoming (première exploitation commerciale de l’ISL, en 1974) et de celles du Kazakhstan. Il faut que le gisement d’uranium soit confiné dans un sol perméable (sable ou grès) situé entre 2 couches imperméables d’argile. Les solutions de lixiviation sont alternativement injectées et extraites dans des séries de puits situés à des distances d’environ 30 m les uns des autres. Lorsque la teneur en carbonate de calcium est inférieure à 4 %, une lixiviation à l’acide sulfurique est utilisée en présence d’oxydant (peroxyde d’hydrogène à Four Mile, en Australie, avec un pH de 2 à 3 et une consommation moyenne de 3 kg d’acide/kg d’U) ou sans oxydant mais avec un acide plus concentré (mines kazakhes avec une consommation de 70 à 80 kg d’acide/kg d’U). Dans le cas contraire (exploitations américaines) une lixiviation alcaline est réalisée. Après extraction de l’uranium, la solution de lixiviation est recyclée. Le coût d’une exploitation par lixiviation in situ est de 2 à 3 fois plus faible que celui d’une exploitation conventionnelle.

En 2019, la production mondiale provenait à :

  • 57 % de la lixiviation in situ,
  • 36 % de mines souterraines et à ciel ouvert,
  • 7 % d’exploitations donnant une co-production d’uranium, c’est le cas de la mine de cuivre d’Olympic Dam, en Australie.

Diaporama sur l’extraction minière de l’uranium

Principales mines d’uranium :

la production est exprimée en tonnes d’uranium contenu, en 2019
Mine Pays Exploitant Type Production
Cigar Lake Canada Cameco à 50 %/Orano à 37 % Souterraine 6 924
Husab Namibie China General Nuclear Ciel ouvert 3 400
Olympic Dam Australie BHPBilliton Souterraine avec co-produit 3 364
Moinjum et Tortkuduk Kazakhstan Orano à 51 %/KazAtomProm à 49 % Lixiviation 3 252
Inkai Kazakhstan Cameco à 60 %/KazAtomProm à 40 % Lixiviation 3 209
Budenvoskoye 2 Kazakhstan Uranium One/KazAtomProm Lixiviation 2 600
Rössing Namibie Rio Tinto Ciel ouvert 2 076
Somair Niger Orano Ciel ouvert 1 912
Central Mynkuduk Kazakhstan KazAtomProm Lixiviation 1 964
South Inkai Kazakhstan Uranium One/Kazatomprom Lixiviation 1 601

Source : World Nuclear Association

Concentration des minerais

Les minerais sont concentrés, par hydrométallurgie, à des teneurs de l’ordre de 70 % d’U dans des installations proches des exploitations minières, sauf pour les minerais riches canadiens. Les procédés physiques habituels (gravimétrie, flottation…) étant inefficaces, la concentration est effectuée par voie chimique.

Exemple des traitements qui étaient effectués, en France, à Bessines (87), pour une  capacité de production de 1,1 million de t de minerai/an, soit 1 300 t d’U/an. Le minerai était à pechblende dans des granits dégradés. Le minerai de teneur supérieure à 0,07 % d’U était traité en usine, celui inférieur à 0,02 % rejeté comme stérile (soit environ 15 % du minerai entrant). Le minerai dont la teneur était comprise entre 0,02 et 0,07 % était traité par lixiviation en tas. L’usine de traitement de Bessines est arrêtée depuis juillet 1993.

Traitement en usine : par lixiviation acide dans 4 lignes de 8 cuves revêtues de caoutchouc, à l’aide d’une solution de H2SO4 (55 à 65 kg/t de minerai) et NaClO3 (1 à 2 kg/t de minerai) à 60°C pendant 3 heures. L’oxydation de UIV en UVI, plus facilement solubilisable, est effectuée par NaClO3 (également employés : MnO2, H2O2) par l’intermédiaire des ions Fe3+ présents dans le minerai soit schématiquement :

UO2 + 2Fe3+ = UO22+ + 2Fe2+

6Fe2+ + ClO3 + 6H+ = 6Fe3+ + Cl + 3H2O

La solution obtenue contient de 0,5 à 5 g d’U/L sous forme d’ions complexes : (UO2(SO4)2)2- et (UO2(SO4)3)4-. Le rendement d’extraction est supérieur à 95 %. Les stériles contiennent après attaque de l’ordre de 70 ppm d’U.

Dans le cas de minerais dont le traitement entraînerait une forte consommation d’acide, par exemple les minerais carbonatés, on utilise une lixiviation alcaline par Na2CO3 sous pression (5 à 7 bar) à 100-150°C pendant 12 à 36 h. L’uranium passe en solution sous forme d’ion (UO2(CO3)3)4-. Ce type de traitement était employé, en France, pour les minerais de l’Hérault.

Lixiviation en tas : concerne les minerais pauvres, grossièrement concassés, de teneur comprise (à Bessines) entre 0,02 et 0,07 %, placés en tas de 5 000 à 15 000 t sur 3 à 3,5 m de hauteur sur un sol étanche en légère pente. Le minerai est arrosé par pulvérisation d’une solution très diluée (pH de 1 à 3) d’acide sulfurique. La solution est recyclée et se concentre en U au cours des cycles successifs. Le traitement dure 3 mois. Les rendements d’extraction sont compris entre 50 et 85 %. A Bessines, le traitement de 150 000 t de minerai donnait 2,5 % de l’uranium total produit.

Concentration, purification et précipitation des concentrés : les complexes d’uranium sont extraits de la solution d’attaque par fixation sur des résines échangeuses d’ions ou à l’aide de solvants (amine ternaire 0,1 mol.L-1 à Bessines, 0,02 à 0,05 kg/t de minerai). Après élution des résines ou déextraction du solvant, on obtient des solutions d’ions uranyle à 20 g d’U/L. La précipitation sous forme d’uranate est effectuée en milieu basique (par MgO, NaOH, NH3…) :

UO22+ + 2MgO = MgUO4 + Mg2+

La précipitation dure de 2 à 6 h. Les concentrés obtenus titrent de l’ordre de 70 % en U, de couleur jaune, ils sont appelés yellow cakes.

En France, pour les minerais de l’Hérault, la précipitation, effectuée par du peroxyde d’hydrogène, donnait un concentré de peroxyde d’uranium. Pour les minerais de Jouac, une précipitation magnésienne était effectuée.

Le traitement d’une tonne de minerai (à 0,2 % d’U), donne environ la même quantité de stérile et 3 kg de concentré.

Diaporama sur la concentration des minerais d’uranium

Production minière

En 2019. Monde : 54 752 t d’U contenu dans les concentrés.

en t d’U contenu dans les concentrés
Kazakhstan 22 808 Niger 2 983
Canada 6 938 Russie 2 911
Australie 6 613 Chine 1 885
Namibie 5 476 Ukraine 801
Ouzbékistan 3 500 Afrique du Sud 346
Source : World Nuclear Association
  • Kazakhstan : la production qui était de 2 022 t en 2001 est passée à 23 391 t, en 2017, avec une capacité de production de 25 000 t/an. Le Kazakhstan est devenu n°1 mondial en 2009. Les mines sont exploitées par la société nationale KazAtomProm ou par le biais de joint-ventures avec des sociétés étrangères. En 2019, 17 mines sont exploitées par lixiviation acide, 5 directement par KazAtomProm et 12 au travers de joint-ventures.
  • Canada : l’uranium canadien provient de la province du Saskatchewan. En 2019, la seule mine en exploitation est celle de Cigar Lake qui est la plus importante au monde, avec une production de 6 924 t d’U.
    Le gisement de Cigar Lake (découvert en 1981 par Cogema) avec des réserves prouvées et probables actuelles de 532 700 t de minerai à 14,69 % de U3O8, est exploité par Cameco avec 50,025 % de participation, Orano en détenant 37,1 %. La construction de la mine de Cigar Lake a commencé début 2005. Le gisement, situé à environ 450 m sous la surface, dans des roches fracturées, poreuses et gorgées d’eau, ne peut pas être exploité à l’aide de méthodes conventionnelles. Après congélation, le minerai est abattu à l’aide d’un jet d’eau sous haute pression (jet boring technique) et évacué, en l’absence de présence humaine, par des infrastructures situées, à environ 60 m sous le gisement, dans des roches plus résistantes. La capacité de production est de 6 900 t/an. Le 23 octobre 2006, la mine a été inondée. Après remise en état, la production commerciale a débuté en mars 2015. Le minerai est traité, à 70 km de la mine, à Mc Lean Lake, dans des installations opérées par Orano qui détient 70 % de participation.
    La mine de Mac Arthur River, située à 600 m de profondeur, était exploitée par Cameco avec 69,805 % des parts, Orano en possédant 30,195 %. Le gisement découvert, en 1988, a commencé à être exploité fin 1999. Les réserves prouvées et probables sont de 2,572 millions de t de minerai, avec une teneur moyenne de 6,91 % de U3O8. Le minerai était acheminé à Key Lake, situé à 80 km pour être traité et fournir du yellow cake. Les installations de Key Lake sont détenues à 83,33 % par Cameco et 16,66 % par Orano. Début 2018, l’extraction de minerai a été suspendue.

Gisements canadiens (document World Nuclear Association) :

  • Australie : bien que les réserves australiennes soient les plus importantes du monde, il n’existe que trois mines (Olympic Dam, Ranger et Four Mile) en activité en 2020. En 2019, la production du pays, totalement exportée, a été de 6 612 t.
    • Olympic Dam, souterraine, qui coproduit de l’uranium avec du cuivre, est exploitée par BHP Billiton, avec des réserves prouvées et probables de 561 millions de t de minerai renfermant 1,87 % de Cu, 0,057 % de U3O8, 4 g/t de Ag et 0,71 g/t de Au. En 2019, la production a été de 3 364 t d’U.
    • Ranger, ouverte en 1981, à ciel ouvert, exploitée par Energy Resources of Australia Ltd (ERA) société détenue à 68,4 % par Rio Tinto, possède des réserves prouvées et probables de 2,4 millions de t à 0,071 % de U3O8. En 2019, la production a été de 1 016 t d’U.
    • La mine de Four Mile, contiguë à celle de Beverley, est détenue à 75 % par Heathgate Resources, filiale de General Atomics (États-Unis), sa production, par lixiviation in situ, est, en 2019, de 1 764 t d’U.

Gisements australiens (document World Nuclear Association) :

  • Namibie : la production est assurée, à ciel ouvert, par :
    • La mine de Langer Heinrich, détenue à 75 % par Paladin et 25 % par China National Nuclear Corporation, filiale de CNNC, avec une production, en 2018, de 394 t d’U et des réserves prouvées et probables de 85,9 millions de t de minerai à 0,046 % de U3O8 . En août 2018, la production a été suspendue.
    • La mine de Rössing qui a produit 2 076 t de U en 2019, exploitée jusqu’en juillet 2019 par Rio Tinto et depuis par China National Uranium Corporation, filiale de CNNC, qui détient 68,6 % des droits d’exploitation. Les réserves prouvées et probables sont de 80 millions de t de minerai à 0,040 % de U3O8. Les difficultés d’exploitation des gisements namibiens sont liées à un manque d’approvisionnement en eau. Des usines de dessalement d’eau de mer ont été construites ou sont en cours de construction.
    • La mine de Husab, exploitée par China General Nuclear a produit, en 2019, 3 400 t de U.
  • Niger : dans ce pays le premier gisement d’uranium a été découvert en 1957 à Azelik, par le BRGM, qui prospectait des gisements de cuivre. Actuellement les gisements sont exploités par 2 sociétés, Somaïr, détenue à 63,4 % par Orano, et Cominak détenue à 34 % par Orano. Somaïr exploite des mines à ciel ouvert (1 912 t d’U en 2019), avec 600 personnes, à proximité d’Arlit. Les réserves prouvées et probables sont de 9,1 millions de t de minerai renfermant 0,394 % d’uranium. Cominak exploite souterrainement 2 principaux gisements (capacités de l’usine de traitement : 2 000 t d’U/an), avec 1 100 personnes, à Akouta et à Akola près de la ville d’Akokan avec une production de 1 128 t d’U en 2018. Les réserves prouvées et probables sont de 381 000 t de minerai  renfermant 0,113 % d’uranium. Orano a annoncé la fin de l’exploitation de la mine d’Akouta pour fin mars 2021.
    Les concentrés miniers sont exportés, par camions, sur 1600 km jusqu’à Parakou au Bénin puis sur 400 km par train jusqu’au port de Cotonou.
    En juillet 2006, un permis d’exploration a été accordé à Areva, maintenant Orano, à 57,65 %, pour le site d’Imouraren, situé à 80 km au sud d’Arlit. Le gisement s’étend sur 8 km par 2,5 km, à une profondeur de 100 à 150 m, avec une épaisseur de 60 m. Les réserves prouvées et probables de ce site sont de 306 millions de t de minerai renfermant 0,070 % d’uranium, avec une capacité de production prévue de 5 000 t/an avec lixiviation in situ du minerai. Pour l’instant, ce projet est suspendu.
  • Russie : opérées par AtomRedMetZoloto (ARMZ), filiale de Rosatom, les mines d’uranium sont exploitées souterrainement à Priargunskiy, en Transbaïkalie, dans la région de Chita avec, en 2019, une production de 1 300 t d’U. Par ailleurs des mines sont exploitées par lixiviation in situ, à Dalur dans la région de Kurgan, avec une production, en 2019, de 595 t d’U et à Khiagda, en République de Bouriatie avec, en 2019, 1 016 t d’U.
  • États-Unis : la majorité des mines d’uranium, situées principalement dans le Wyoming utilisent la lixiviation in situ, avec 6 exploitations en activité. Une usine de traitement du minerai, White Mesa, dans l’Utah, est alimentée par 2 ou 3 mines souterraines. Cameco avec 2 lixiviations in situ, Smith Ranch dans le Wyoming et Crow Butte dans le Nebraska, a cessé toute production, en 2018. En 2019, la production a chuté à 67 t d’U.

Principaux producteurs

En 2019.

en t d’U contenu
KazAtomProm (Kazakhstan)
12 229 CGN (Chine) 3 871
Orano (Canada-Niger-Kazakhstan) 5 809 Navoi (Ouzbékistan) 3 500
Cameco (Canada) 4 754 BHP Billiton (Australie) 3 364
Uranium One (Kazakhstan) 4 624 ARMZ (Russie) 2 904
CNNC (Chine) 3 961 Energy Asia 2 122
 Sources : rapports des sociétés et World Nuclear Association
  • KazAtomProm, au Kazakhstan, a produit en propre 13 291 t d’U et 22 808 t d’U en prenant en compte les joint ventures.
  • Orano, au Canada, au Niger et au Kazakhstan. Voir ci-dessous la situation française.
  • Uranium One, principalement au Kazakhstan à travers 6 joint ventures. C’est une filiale de de Rosatom qui regroupe les activités du groupe hors de la Russie.
  • Cameco exploite au Canada, à 50,025 %, la mine de Cigar Lake et détient une participation de 40 % dans l’exploitation de la mine d’Inkai au Kazakhstan.
  • BHP Billiton exploite, en Australie, la mine d’Olympic Dam avec, en 2019-20, la production de 160 300 t de cuivre, sous forme de cathodes et dans des concentrés, 3 023 t d’uranium, 28,7 t d’argent et 3,3 t d’or.
  • CGN, China General Nuclear, exploite principalement la mine de Husab, en Namibie, avec, en 2019, une production de 3 400 t d’U.
  • ARMZ, en Russie, est une filiale de Rosatom qui produit de l’uranium exclusivement en Russie dans 3 complexes miniers.
  • Navoi, exploite les mines d’uranium d’Ouzbékistan avec 7 mines par lixiviation in situ.
  • Rio Tinto exploite, à 68,4 %, en Australie, la mine de Ranger, avec, en 2019, une production en propre de 1 016 t de U. En juillet 2019, la participation de 68,62 % dans la mine de Rössing a été vendue à China National Uranium Corporation, filiale CNNC. La part de production de Rio Tinto, pour l’année 2019, a été de 813 t.
  • CNNC, China National Nuclear Corporation, exploite des mines d’uranium en Chine et, en juillet 2019, a acquis la participation de 68,63 % de Rio Tinto dans la mine de Rössing, en Namibie.

Réserves

En 2017. Monde : 4,684 millions de t raisonnablement assurées à un prix inférieur à 130 $/kg d’U.

en milliers de t, raisonnablement assurées à un prix inférieur à 130 $/kg d’U
Australie 1 688 Niger 286
Canada 486 Namibie 252
Afrique du Sud 338 Chine 173
Kazakhstan 309 Ukraine 95
Russie 286 États-Unis 86

Source : World Nuclear Association

En 2017, sur un total de 3,864 millions de t, 1,308 million de t sont raisonnablement assurées par coproduction, 1,002 million de t par exploitation souterraine, 909 000 t par exploitation à ciel ouvert, 524 500 t par lixiviation acide in situ, 30 000 t par lixiviation alcaline in situ.

Consommation d’uranium prévue

En 2020. Monde : 68 240 t d’U.

en tonnes d’uranium
États-Unis 19 746 Japon 2 000
Chine 9 834 Ukraine 1 893
France 8 936 Royaume Uni 1 820
Corée du Sud 4 903 Canada 1 538
Russie 4 834 Espagne 1 290
Source : World Nuclear Association

La demande mondiale est assurée par la production minière mais aussi par les stocks accumulés dans les années 80 et par le recyclage du combustible usé. En 2015, le recyclage à remplacé 1 702 t d’uranium naturel sous forme d’uranium et de plutonium. Jusqu’en 2013, la dilution d’uranium fortement enrichi (UHE) issu du démantèlement des armements nucléaires russes soit 500 t d’UHE a donné l’équivalent de 9 000 t/an d’U naturel sur une période de 20 ans (entre 1993 et 2013).

En 2018, la consommation de l’Union européenne a été de 15 912 t d’U naturel et de 8,1 t de plutonium contenu dans le combustible MOX, ce plutonium ayant économisé 726 t d’U et 0,51 million d’UTS d’enrichissement. L’uranium naturel provient à 28 % du Canada, 16 % du Niger, 15 % d’Australie, 14 % de Russie, 14 % du Kazakhstan, 8 % de Namibie.

Économie de l’uranium

Situation française

En 2019.

Mines françaises : la production minière d’uranium, qui fut importante, a cessé en France en 2001. La réhabilitation des exploitations de l’Hérault induit une production de 2 à 3 t/an.

  • Division minière de La Crouzille : l’exploitation a débuté en 1948 avec l’ouverture d’une mine souterraine. Une usine de traitement a été construite en 1958 et arrêtée en 1993. L’activité minière a pris fin début 1995, avec une extraction de 7 400 t de minerai traitées à Jouac qui ont donné 73 t d’U.
  • Société des Mines de Jouac : a exploité le gisement de Bernardan (87). L’exploitation a débuté en 1978 avec une mine à ciel ouvert (fermée en 1987) et depuis 1983 une mine souterraine. Le minerai contient 0,5 % d’U. En 1995, un effectif de 190 personnes a extrait 58 000 t de minerai contenant 364 t d’U dans les concentrés. L’exploitation a été arrêtée en 2001.
  • Division minière de l’Hérault à Lodève : l’exploitation a débuté en 1978 avec une mine souterraine et une mine à ciel ouvert. A partir de 1993, l’exploitation s’est poursuivie seulement souterrainement. En 1995, un effectif de 252 personnes a extrait 160 000 t de minerai et produit 530 t d’uranium dans les concentrés. L’exploitation minière a donné comme sous produit du sulfure de molybdène. L’exploitation a été arrêtée en 1997.

En France, on compte environ 170 anciens sites d’extraction et de traitement de minerais d’uranium. Il aura été produit, au total, 76 000 t d’U, avec un maximum, en 1988, de 3 420 t. Pour produire cet uranium il a été extrait 53 millions de t de minerai et pour chaque tonne de minerai brut on a manipulé 9 t de stériles dans les exploitations à ciel ouvert et 0,65 t dans les exploitations souterraines.

Exploitations d’Orano à l’étranger : extraction de 8 092 t en 2019. Les réserves prouvées et probables d’Orano sont, fin 2019, de 196 362 t d’uranium dont 115 534 t au Niger, 69 394 t au Canada et 11 434 t au Kazakhstan.

Au Niger : 63,4 % de la Somaïr (3 000 t/an) et 34 % de Cominak (1 500 t/an), au Canada : 37,1 % de Cigar Lake (6 900 t/an), au Kazakhstan : 51 % de Katco qui exploite les gisements de Muyunkum et Tortkuduk avec démarrage de l’usine de production de Muyunkum en 2005 et celle de Tortkuduk en 2007, avec une capacité de production de 4 000 t/an. L’exploitation des mines d’Orano au Kazakhstan est réalisée par dissolution in situ du minerai.

Orano a commercialisé, jusqu’en 2013, une partie de l’uranium russe (environ 2 600 t/an) provenant de la dilution de l’uranium fortement enrichi issu du démantèlement des armes nucléaires de ce pays.

Productions d’Orano : en 2019, en t d’U.

A l’étranger : sociétés :

en tonnes d’uranium
Cigar Lake (Canada) 2 564
Cominak (Niger) 364
Somaïr (Niger) 1 912
KATCO (Kazakhstan) 3 252
Source : rapport d’activité d’Orano

Commerce extérieur : en 2016, en t d’uranium naturel contenu.
Importations : 8 332 t du Niger à 37 %, du Kazakhstan à 24 %, de Namibie à 16 %, d’Australie à 9 %.

Fabrication du combustible nucléaire

Destiné aux réacteurs nucléaires à eau ordinaire.

Avant d’être utilisé, dans les réacteurs nucléaires, sous forme de UO2 enrichi, le concentré d’uranium doit subir de nombreuses transformations chimiques qui peuvent être regroupées en opérations de conversion (fabrication d’oxydes et fluorures), d’enrichissement, puis de fabrication du combustible nucléaire.

Répartition des coûts lors du cycle du combustible nucléaire : en 2017.

U naturel 43 %
Conversion 8 %
Enrichissement 27 %
Fabrication du combustible 22 %
Source : World Nuclear Association

Purification et conversion

Les concentrés, mis en solution dans l’acide nitrique (400 à 450 g d’U/L) sont purifiés soit par extraction par solvant (TBP : phosphate de tributyle) avant fluoration, soit après fluoration par distillation de UF6 (aux États-Unis par Converdyn), afin d’obtenir de l’uranium de pureté nucléaire (exempt d’absorbants neutroniques : B, Ca et de diverses autres impuretés gênantes pour les opérations suivantes).

Transformation en UO3 : selon deux méthodes :

  • Par décomposition vers 300°C du nitrate d’uranyle obtenu par concentration de la solution.
  • Par précipitation puis décomposition thermique du diuranate d’ammonium :

(NH4)2U2O7 = 2UO3 + 2NH3 + H2O

Cette deuxième méthode qui était employée par Orano, à Malvési a été, en 2016, abandonnée pour adopter la première méthode de décomposition directe du nitrate d’uranyle.

Réduction en UO2 et fluoration en UF4 : procédé utilisé par Comurhex, filiale d’Orano.

Dans le même four (en forme de « L »), UO3 est réduit par H2 (obtenu par décomposition thermique de NH3) en UO2, vers 650-800°C, puis fluoré par HF, entre 350 et 600°C :

UO3 + H2 = UO2 + H2O                          Δr298 = -108 kJ/mole

UO2 + 4HF = UF4 + 2H2O               Δr298 = -116 kJ/mole

Le four est alimenté par UO3 par le haut de la branche verticale. UO3 est réduit au cours de sa descente par H2 puis fluoré par HF. HF et NH3 sont introduits dans la partie basse du four, côté évacuation de UF4 formé. Le four est en acier inoxydable, Inconel (alliage de Ni avec Cr (13 %), Fe (6 %)) et monel (alliage Ni : 66 %, Cu : 34 %).

La consommation en HF est de 0,34 kg/kg d’U.

UF4 obtenu contient de 3 à 5 % d’impuretés : UO2F2, UO2, HF, H2O.

Fabrication de l’hexafluorure : par combustion du tétrafluorure dans du difluor.

Le difluor, difficile et dangereux à stocker, est produit sur place, par électrolyse de HF (ou plutôt de KF,2HF). La combustion, très exothermique (des températures de 1700-1800°C sont atteintes), est réalisée dans un tube vertical (réacteur à flamme), généralement en monel, de plusieurs mètres de haut et quelques dizaines de cm de diamètre :

UF4 + F2 = UF6                             Δr298 = -260 kJ/mole

Le four est alimenté par le haut en UF4 et en F2. UF6 gazeux est recueilli, filtré et condensé à -15°C (température de sublimation de UF6 : 56°C).

Les effluents gazeux contiennent 41 % de HF, 27 % de O2, 27 % de N2, 3 % de F2 et quelques % de UF6. A l’usine Comurhex de Tricastin, jusqu’en 1991, les effluents étaient fixés sur KOH et CaO, les déchets solides formés étant stockés. Depuis, HF et UF6 sont piégés à -80°C par un échangeur refroidi à l’azote liquide. A cette température, HF liquide et UF6 solide sont séparés par filtration. UF6 est récupéré et HF recyclé pour produire F2.

Consommations lors de la transformation de concentrés en UF6, pour 1 kg d’U.

HNO3 HF NH3 CaO NaOH Dodécane TBP
2,1 à 2,3 kg 0,5 à 0,8 kg 0,3 à 0,4 kg 0,3 à 0,4 kg 0,02 kg 0,01 kg 0,002 kg

 

Le rendement des opérations de conversion est au moins de 99,5 % et celui-ci est strictement respecté pour des raisons économiques mais aussi politiques. En effet, les autorités internationales qui contrôlent la non prolifération des matières nucléaires imposent le respect de ce rendement minimum.

Productions mondiales : en 2019, en t d’U de capacités annuelles. Le besoins mondiaux sont de 62 000 t, avec 18 800 t pour l’Europe de l’Ouest et Centrale, 18 000 t pour l’Amérique du Nord, 13 200 t pour l’Asie et 6 800 t pour la Russie et l’Europe de l’Est.

Orano (France) 15 000 Rosatom (Russie) 12 500
CNNC (Chine) 15 000 Converdyn (États-Unis) 7 000
Cameco (Canada, Royaume Uni) 12 500
Source : World Nuclear Association

En France, la production de UF6 est assurée par Comurhex (filiale du groupe Orano) société pour la conversion de l’uranium en métal et hexafluorure. Les usines sont situées à Malvési (11), avec 5 fours fonctionnant en parallèle, pour la conversion en UF4 avec une conversion, en 2017, de 6 617 t d’U et à Tricastin (26), avec 2 réacteurs à flamme, pour l’élaboration de l’hexafluorure. La production a été, en 2017, de 6 865 t d’U sous forme de UF6. L’usine du Tricastin traite également (1 400 t/an) le nitrate d’uranyle en provenance de l’usine de retraitement de La Hague afin de recycler l’uranium et produire à nouveau UF6.

Diaporama sur la conversion

Enrichissement

L’uranium naturel contient 0,71 % atomique de 235U fissile. Les réacteurs utilisant comme modérateur le graphite (ex filière UNGG) ou l’eau lourde peuvent utiliser directement l’U naturel sous forme de métal (ex filière UNGG) ou d’oxyde. De même, les réacteurs à neutrons rapides (surgénérateurs) utilisent de l’U naturel auquel est ajouté du plutonium fissile.

Par contre, les réacteurs à eau ordinaire, soit 90 % des réacteurs nucléaires mondiaux, demandent de l’uranium enrichi d’environ 3 à 5 % de 235U. Les explosifs nucléaires et l’alimentation des réacteurs des sous-marins nucléaires nécessitent un enrichissement qui doit dépasser 90 %.

Le premier uranium enrichi, destiné à la fabrication de la bombe atomique dans le cadre du « Manhattan project » a été obtenu, à Oak Ridge (États-Unis), par séparation électromagnétique (Calutron), selon le principe du spectromètre de masse. Cette technique, utilisée avant la guerre du Golfe par l’Irak, est, à l’échelle industrielle, abandonnée.

Diffusion gazeuse : aujourd’hui abandonnée, c’était la technique utilisée aux États-Unis et en France (jusqu’en 2012). Elle est permise par le fait qu’UF6 est un gaz à une température et une pression modérée. UF6 diffuse à travers des parois poreuses. La vitesse de diffusion, selon la loi de Graham, est inversement proportionnelle à la racine carrée de la masse molaire. Entre 235UF6 et 238UF6, le rapport théorique est de 1,0043 (1,002 en pratique). Pour enrichir jusqu’à 3 %, il faut effectuer un grand nombre d’opérations de diffusion en série dans des cascades de séparateurs.

La production de 1 kg d’U enrichi à 3,1 %, demande 6,2 kg d’U naturel et fournit 5,2 kg d’U appauvri à 0,25 %. Son enrichissement nécessite 4 UTS (unité de travail de séparation, qui rend compte de la puissance de séparation utilisée). Un réacteur de 1 300 MWe consomme 100 000 UTS/an.

Les parois poreuses étaient en nickel ou alumine fritté et comportaient de l’ordre de 100 milliards de pores de 0,01 micromètre de rayon par cm2. L’usine Georges Besse I d’Eurodif, à Tricastin (26) comportait 1 400 étages en série avec 120 millions de membranes soit, 4 106 m2 de surface diffusante. La consommation d’électricité était très importante (60 % du coût de l’enrichissement, principalement dans la compression du gaz) : 2 450 kWh/UTS. L’enrichissement consommait 6 % de l’énergie produite par les centrales nucléaires françaises, soit la consommation de 4 tranches nucléaires de 900 MW, ce qui représentait 10 % du coût du kWh produit. Eurodif était le premier consommateur français d’électricité avec une consommation moyenne de 15 à 20 TWh/an.

Ultracentrifugation : elle est utilisée en Russie, en France et par la société Urenco qui exploite des usines à Capenhurst (Royaume-Uni), Gronau (Allemagne), Almelo (Pays-Bas) et Eunice (Nouveau Mexique, États-Unis). Les vitesses périphériques sont très élevées, de 400 à 700 m/s, et sont limitées par la tenue mécanique des matériaux utilisés (aciers spéciaux, fibres de carbone…).

Les nouvelles installations françaises d’enrichissement par ultracentrifugation de l’usine Georges Besse II, à Tricastin, ont été inaugurées le 14 décembre 2010 et sont exploitées par la SET (Société d’Enrichissement du Tricastin), détenue à 88 % par Orano, remplaçant l’usine Georges Besse I. Ces installations sont 50 fois moins consommatrices d’électricité que la diffusion gazeuse. La capacité de production, en 2020, est de 7,5 millions d’UTS/an et la production, en 2017, de 7,1 millions de d’UTS.

UF6 appauvri est défluoré pour donner U3O8. La capacité de défluoration de l’usine de Tricastin est de 13 000 t/an de d’ U contenu dans UF6 qui donne 7 000 t/an d’acide fluorhydrique à 70 %. Cette production de HF fait d’Orano l’un des principaux producteurs européens d’acide fluorhydrique. En 2017, la défluoration a concerné 7 608 t d’U et a donné 5 320 t de HF.

Capacités civiles nominales d’enrichissement : en 2020 en millions d’UTS/an. Monde : 66,7.

Rosatom (Russie) 28,7 Orano (France) 7,5
Urenco 19,6 Autres (Japon, Brésil) 0,2
CNNC (Chine) 10,7
Source : rapport d’activité d’Orano

Le stock militaire mondial d’U très enrichi serait d’environ 2 000 t, dont 1 270 t pour la Russie.

Les besoins mondiaux, en 2020, sont de 57,5 millions d’UTS. Les besoins français, pour une puissance installée de 63 GWe sont de 8 200 t d’U/an d’uranium naturel, de 1 150 t d’U/an de combustible pour REP et de 115 t d’U et Pu/an de combustible MOX.

Diaporama sur l’enrichissement

Fabrication du combustible nucléaire

Après enrichissement, UF6 est transformé en oxyde UO2. Deux procédés sont utilisés : par voie humide et par voie sèche. Ce dernier procédé, développé en France et au Royaume-Uni, ayant aujourd’hui la faveur des exploitants.

Procédé par voie sèche : en une ou deux étapes mettant en jeu les réactions suivantes réalisées dans des fours en Inconel 600 :

  • Pyrohydrolyse entre 250-300°C :

UF6 + 2H2O = UO2F2 + 4HF                             Δr298 = – 113 kJ/mole

  • Réduction vers 700-800°C par le dihydrogène :

UO2F2 + H2 = UO2 + 2HF                 Δr298 = + 14,2 kJ/mole

Le rendement est supérieur à 99,5 %.

Consommations en t par t d’U dans UO2 :

UF6 CaO H2O H2
1,5 1,0 0,640 0,017

 

HF est récupéré : les gaz sortant du réacteur passent à travers un lit de matériaux calcaires qui fixent HF restant sous forme de CaF2.

La poudre de UO2 est frittée (vers 1700°C sous atmosphère de dihydrogène) en pastilles de 8,2 mm de diamètre et 15 mm de hauteur, par exemple. Les pastilles sont ensuite empilées dans des gaines en alliage de zirconium de 9,5 mm de diamètre et 3,66 m de hauteur pour les réacteurs de 900 MWe (4,27 m pour les réacteurs de 1300 MWe). On obtient ainsi des crayons (ou aiguilles) eux même assemblés en faisceau dans un réseau carré 17×17 (dans le cas des réacteurs 900 MW, de conception Framatome) qui contient 264 crayons (520 kg de UO2). Le cœur, contient 157 assemblages (soit 11 millions de pastilles, 82 t de UO2) rechargés en uranium enrichi à 3,7 % par 1/4 de cœur. Pour les réacteurs de 1300 MWe de conception Framatome : 193 assemblages (50 952 crayons), soit 118 t d’UO2. Dans le cas des réacteurs de 1450 MWe de conception Framatome, 205 assemblages contenant 125 t de UO2. Le premier réacteur de ce type, Chooz B1, a été couplé au réseau en août 1996.

En Europe, Framatome, détenu par à 75,5 % par EDF, 19,5 % par Mitsubishi Heavy Industries et 5 % par Assystem, a repris, en 2018, les activités d’Areva dans ce domaine. Framatome possède des usines à Lingen (Allemagne) et Romans (26). Aux États-Unis, une usine de recyclage d’uranium faiblement enrichi et de fabrication de combustible est située à Richland (Washington). En 2018, Framatome a produit 733 t d’U sous forme de combustible nucléaire, sur le site de Romans.

Diaporama sur la fabrication du combustible nucléaire

Combustible MOX (Mixed Oxide) : oxyde mixte d’uranium et de plutonium.

Ce combustible permet d’utiliser, en partie, le plutonium (Pu) produit par réaction nucléaire dans les réacteurs (après irradiation, le combustible nucléaire contient environ 1 % de Pu) et récupéré lors du traitement des combustibles irradiés :

gamma bêta bêta
238U + 1n –––> 239U –––> 239 Np –––> 239 Pu
23 min. 23 jours

 

En France, pour une puissance installée de réacteurs à eau sous pression de 63 GW, la production de plutonium est de l’ordre de 15 t/an.

Le plutonium provenant du retraitement de combustible UO2 (enrichi à 3,7 %) est, après 3 ans de refroidissement et 2 ans de stockage, à 67 % fissile (239Pu : 57 %, 241Pu : 10 %).

Le combustible est réalisé par frittage, à 1700°C, d’un mélange de poudres de UO2 et de PuO2. La teneur moyenne est de 5 % en Pu fissile. L’uranium utilisé est de l’uranium appauvri à 0,22 % en 235U, sous-produit de l’enrichissement.

L’utilisation de ce combustible permet d’économiser 10 à 30 % de la consommation en U naturel, 30 % des coûts d’enrichissement et d’éviter les coûts de stockage du Pu ainsi consommé. 1 g de Pu ainsi recyclé produit autant d’électricité qu’une t de pétrole. En France, dans un réacteur REP de 900 MW, la teneur en MOX peut légalement atteindre 1/3 de la quantité totale de combustible.

Capacité de production de MOX, en 2020, en t/an. Monde : 440 t/an.

Melox (France) 195 Tarapur (Inde) 50
Rokkasho (Japon) 130 Tokai (Japon) 5
Zheleznogorsk (Russie) 60
Source : World Nuclear Association

En 2017, la production de l’usine Melox, exploitée par Orano, à Marcoule (30), a été de 110 t.

Depuis 1963, ce combustible est utilisé en Belgique (2 réacteurs), en Allemagne (9 réacteurs), en Suisse (3 réacteurs) et depuis octobre 1987, en France, pour 52 assemblages de la recharge (1/3 du cœur) du réacteur B1 de Saint Laurent des Eaux. En 2012, en France, utilisation d’assemblages MOX, pour 30 % du cœur, dans 20 réacteurs de 900 MW. Ainsi, entre 1987 et 1995, 12 t de plutonium ont été recyclées, en France, sous forme de MOX.
Dans le monde, en 2016, le combustible MOX alimente 5 % des besoins en combustible.

Autres utilisations de l’uranium

Elles emploient, principalement, de l’uranium appauvri, sous-produit des opérations d’enrichissement. La production annuelle mondiale est de 50 000 t et le stock d’environ 1,2 million de t (318 000 t en France, fin 2018). Une partie de celui-ci est utilisé pour diluer l’uranium fortement enrichi provenant du démantèlement d’armements nucléaires.

Militaires : la masse volumique élevée de l’U (19,05 g.cm-3) presque aussi élevée que celle du tungstène (19,35 g.cm-3) permet lorsqu’il est utilisé, allié à 0,75 % de Ti, comme charge creuse d’obus d’obtenir des énergies cinétiques élevées et une onde de choc importante. La formation d’alliages relativement fusibles avec les aciers permet à ces obus de perforer divers blindages, en particulier ceux des chars. L’uranium a été également utilisé lors de la guerre du Golfe, en 1990-91, (300 t) et au Kosovo, en 1998-99, (11 t) dans l’élaboration de fléchettes et micro-dards tirés depuis des navires afin de perforer des missiles.

Diaporama sur l’utilisation de l’uranium dans les armes conventionnelles

Civiles : a été utilisé (aujourd’hui abandonné) comme contrepoids (2 tonnes) de gouvernes de Boeing, dans des quilles de bateaux (bateaux de Colas, Tabarly). Employé comme contrepoids à l’intérieur d’ailes d’avions ou dans la réalisation d’engins spatiaux (satellite géodésique Stella). L’utilisation comme pigment orange, sous forme de UO3, n’est plus autorisée.

Réacteurs nucléaires

L’énergie nucléaire

Les noyaux fissiles (235U, 239Pu…) peuvent lors d’un choc avec un neutron thermique (1/40 d’eV à 300 K) se briser en libérant des neutrons rapides (2 MeV, en moyenne 2,5 neutrons par fission), des rayonnements (alpha, bêta, gamma) et une quantité importante d’énergie (l’énergie nucléaire) qui peut être récupérée, dans une centrale nucléaire, par un fluide caloporteur. Parmi les nombreuses réactions possibles :

1n + 235U –––> 94Sr + 140Xe + 2 1n

Afin que la réaction de fission puisse s’entretenir d’elle même, les neutrons rapides (vitesse de l’ordre de 20 000 km/s) peuvent être ralentis (à 2 km/s) par un modérateur qui réduit leur vitesse sans les absorber et/ou la proportion de noyaux fissiles dans le combustible nucléaire peut être augmentée, par exemple en enrichissant l’U naturel en isotope 235 fissile.

La fission de 1 g de 235U produit la même énergie que la combustion de 2,8 t de charbon.

Diaporama sur l’énergie nucléaire

Les filières

Une filière est définie par combinaison entre la nature du combustible, celle du modérateur et enfin celle du fluide caloporteur. Les premiers réacteurs produisant de l’électricité ont été mis en service, aux États-Unis, en 1951 et en France, en 1956.

Filière Combustible Modérateur Fluide caloporteur
Graphite-Gaz U naturel ou enrichi Graphite Gaz carbonique ou hélium
Eau lourde U naturel ou enrichi Eau lourde Eau ordinaire, lourde, liquide organique
Eau ordinaire bouillante ou sous pression U enrichi ou Pu et U appauvri Eau ordinaire Eau ordinaire
Eau-graphite U enrichi Graphite Eau ordinaire
Surgénérateur U naturel, plutonium Néant Sodium


Filière Uranium Naturel – Graphite – Gaz (UNGG) : 9 tranches construites en France de 1954 à 1971. Le combustible était de l’uranium naturel métallique, le modérateur du graphite et le fluide caloporteur du gaz carbonique sous pression. Le dernier réacteur français en activité, celui de Bugey 1, a été arrêté le 27 mai 1994. La filière AGR (Advanced Gaz-cooled Reactor) est proche de la filière UNGG : U est sous forme d’oxyde enrichi à 2,2 %, elle a été développée surtout au Royaume-Uni. Dans le monde, en 2020, 14 réacteurs de ce type sont en fonctionnement, tous au Royaume-Uni, et développent une puissance de 7 725 MWe nets.

Réacteurs à eau lourde (PHWR : Pressurised Heavy Water Reactor) : l’eau lourde est utilisée comme modérateur. Ces réacteurs peuvent utiliser de l’uranium naturel. Le réacteur de Brennilis (29), déclassé en 1985, fonctionnait selon cette technique. Ces réacteurs sont surtout utilisés au Canada (réacteurs CANDU : Canadian Deuterium Uranium) avec 19 réacteurs et en Inde avec 18 réacteurs. Dans le monde, en 2020, 48 réacteurs de ce type développent une puissance de 23 896 MWe nets.

Réacteurs à eau ordinaire sous pression (REP ou PWR : Pressurised Water Reactor.) : utilisés à l’origine aux États-Unis comme moteur de sous-marins, ce sont les plus utilisés dans le monde. En 2020, 299 réacteurs de ce type développent une puissance de 283 092 MWe nets. En France, ils ont été développés, à partir de 1969, sous licence Westinghouse (États-Unis).

Le combustible est de l’oxyde d’uranium enrichi à 3 %, l’eau sous pression (155 bar, dans le cas des REP de 900 MW d’EDF) est située dans un premier circuit qui transmet la chaleur du combustible (porté à 2 300°C) à un deuxième circuit d’eau fournissant la vapeur alimentant les turbines. L’eau du circuit primaire (dont la température varie entre 280 et 323°C) transmet sa chaleur dans des échangeurs qui génèrent la vapeur du circuit secondaire. Chaque échangeur-générateur contient 3 300 tubes d’une longueur totale de 70 km. Le débit de l’eau primaire est de 13 245 kg/s.

En France, fin 2019, les 58 tranches en service sont des REP (34 de 900 MW, 20 de 1 300 MW, 4 de 1 500 MW) voir carte. Le 22 février 2020, l’un des réacteurs de 900 MW de Fessenheim a été arrêté.

Carte des unités électronucléaires, en France, au 1er janvier 2020, d’après l’Autorité de Sureté Nucléaire.

Répartition géographique des réacteurs à eau ordinaire sous pression : fin 2019.

Pays Nombre de réacteurs Pays Nombre de réacteurs
Monde 297 Finlande 2
États-Unis 65 Suisse 3
France 58 Pakistan 4
Chine 43 Suède 3
Corée du Sud 20 Bulgarie 2
Japon 16 Taipei chinois 2
Russie 20 Afrique du Sud 2
Ukraine 15 Brésil 2
Belgique 7 Inde 2
Allemagne 6 Royaume Uni 1
Espagne 6 Slovénie 1
Rép. tchèque 6 Pays Bas 1
Hongrie 4 Iran 1
Slovaquie 4 Arménie 1
Source : AIEA

Dans l’ex URSS et les pays de l’Europe de l’Est, les réacteurs de ce type (au nombre de 50 fin 2012) sont dénommés WWER ou VVER : Voda Vodianoï Energeticheski Reactor. Ils présentent, notamment, l’inconvénient de ne pas disposer, en cas d’accident, d’une enceinte assurant un confinement efficace en cas d’accident majeur.

Réacteurs à eau ordinaire bouillante (BWR : Boiling Water Reactor) : contrairement aux réacteurs à eau sous pression où la pression permet d’éviter l’ébullition de l’eau, dans ces réacteurs, l’eau bout au contact du combustible (identique à celui des REP) et la vapeur entraîne directement les turbines. Il n’y a pas de réacteur de ce type en France mais ils sont utilisés dans de nombreux pays. Dans le monde, en 2020, 65 réacteurs de ce type développent une puissance de 65 101 MWe nets.

Réacteurs RBMK (Reactor Bolchoï Mochnastie Kipiachie) ou LWGR : 13 réacteurs de ce type dans l’ex URSS (puissance : 9 283 MWe). Le réacteur de Tchernobyl qui a explosé le 25 avril 1986 était de ce type. Le combustible est UO2 faiblement enrichi (1,8 %), le modérateur du graphite, le fluide caloporteur de l’eau ordinaire bouillante qui alimente directement les turbines.

Énergie électrique d’origine nucléaire

En mars 2020. (TWh = 1012 Wh).

Nombre d’unités Puissance (GWe nets) Production TWh nets en 2018 Part nucléaire dans production électrique, en 2019
Service Construction Installée Construction
Monde 442 53 390 56 2 563 10,5 %
U. E. 123 6 115 7 787 ~ 35 %
États-Unis 96 2 98 2 808 20 %
France 57 1 62 2 396 72 %
Japon 33 2 32 3 49 8 %
Russie 38 4 28 5 191 20 %
Corée du Sud 24 4 23 5 127 26 %
Allemagne 6 0 8 0 72 12 %
Canada 19 0 14 0 94 15 %
Ukraine 15 2 13 2 80 54 %
Chine 48 10 46 9 277 5 %
Suède 7 0 7 0 66 34 %
Espagne 7 0 7 0 53 21 %
Royaume Uni 15 2 9 3 59 16 %
Inde 22 7 6 5 35 3 %
Source : AIEA

Produits de fission

Produits de fission obtenus par l’irradiation à 33 000 MW.jour/t d’oxyde d’uranium enrichi à 3,5 % en 235U dans un réacteur à eau sous pression, après refroidissement de 3 ans, en kg par t d’U avant irradiation et période en années :

Éléments quantité (kg/t U) période (années) Éléments quantité (kg/t U)
Uranium 955 Y et lanthanides 10
Plutonium 238 0,17 86 Gaz rares (Kr,Xe) 5
Plutonium 239 5,72 24 400 Alcalins (Cs,Rb) 4
Plutonium 240 2,21 6 600 Zirconium 4
Neptunium 237 0,42 2 140 000 Ru, Rh, Pd 4
Américium 241 0,22 432 Molybdène 3
Américium 243 0,10 7 380 Alcalino-terreux 2
Curium 245 0,001 8 532 Technétium 99 0,8

Le neptunium 237 joue en rôle important. Il continue à se former à partir de l’américium 241 et du curium 245. Chaque année, un réacteur de 1 300 MWe génère 14 kg de neptunium.

Chaque année, dans un réacteur de 900 MW, sont chargées 21,5 t de combustible enrichi.

Stockage des combustibles irradiés sans ou après retraitement

En 2015, dans le monde, la production cumulée de combustibles irradiés, non retraités, est d’environ 240 000 t de métaux lourds irradiés (MLi). Chaque année s’y ajoutent 7 000 t. L’essentiel de ces combustibles est entreposé, en piscine, près des réacteurs. Au total, avec le parc actuel de centrales, la production totale, jusqu’à leur arrêt en fin de vie, est estimée à 447 000 t dont 18,3 % aux États-Unis, 16,6 % au Royaume Uni, 15,4 % au Canada, 14,9 % en France, 9,9 % dans l’ex URSS, 7,6 % au Japon, 3,6 % en Allemagne…

La Suède a décidé de stocker ses déchets de haute activité, sans les retraiter selon un cycle dit « ouvert », d’abord pendant 40 ans dans des piscines situées à 30 m de profondeur sur le site d’Oskarshamn puis, ensuite, à 500 m de profondeur dans des formations rocheuses. La Finlande et les États-Unis ont également opté pour un cycle ouvert.

Aux États-Unis, pour l’instant, les combustibles irradiés sont entreposés, dans des piscines, sur les sites des centrales, en attendant la construction d’un centre de stockage, qui pourrait être situé dans le désert du Nevada, à « Yucca Mountain ».

Divers pays (France, Royaume-Uni, Russie et Japon) ont opté pour le retraitement des combustibles irradiés selon un cycle dit « fermé ». Celui-ci permet de récupérer et de recycler la matière fissile, les déchets proprement dits ne représentant que 3 % du poids du combustible. Le retraitement permet une économie de 20 % sur la consommation en uranium naturel et de 10 % sur l’enrichissement.

Retraitement des combustibles irradiés

Dans les réacteurs de la filière à eau ordinaire.

Après déchargement du combustible, celui-ci est laissé sous l’eau d’une piscine de désactivation, située près du réacteur, pendant environ 1 an. Les assemblages sont ensuite transportés jusqu’à l’usine de retraitement dans des « châteaux de transport » dont la masse à vide varie de 35 à 120 t pour des charges utiles de 1 à 6 t. La quantité totale de combustible irradié produite en France est de 1 100 t/an (6 500 t/an dans le monde). Dans l’usine de retraitement, les combustibles sont entreposés dans des piscines où ils séjournent au minimum 2 ans. La capacité d’entreposage de La Hague est supérieure à 14 000 t d’U.

Procédé Purex (Plutonium Uranium Refining by Extraction) mis au point en 1945 aux États-Unis et employé industriellement dans ce pays depuis 1954. Ce procédé est utilisé dans le monde dans toutes les usines de retraitement et en particulier par Orano à l’usine de La Hague (50) : il consiste à dissoudre chimiquement (par HNO3) le combustible et à extraire (par le tributylphosphate, TBP) l’uranium et le plutonium.

Les éléments combustibles sont cisaillés en tronçons de 25 à 35 mm de long, puis placés dans un dissolveur contenant de l’acide nitrique concentré, bouillant. Le combustible passe en solution, la gaine (en zircaloy) est insoluble. L’uranium (250 à 300 g.L-1) et le plutonium (2,5 à 3 g.L-1) sont extraits sélectivement par le TBP (en solution à 30 % dans le dodécane). On sépare l’uranium du plutonium extrait par le solvant en faisant une déextraction réductrice. Le plutonium qui passe à l’état trivalent est quasi inextractible.

  • L’uranium est obtenu sous forme de nitrate d’uranyle.
  • Le plutonium est précipité en oxalate de plutonium puis transformé en oxyde PuO2.
  • Les solutions de produits de fission sont concentrées et dirigées vers l’atelier de vitrification.
  • Les matériaux de structure (coques, embouts) ont été, de 1990 à 1995, enrobés dans du ciment et conditionnés dans des conteneurs en acier inoxydable. Pour réduire le volume de ces déchets, Cogema, depuis 2000, utilise un compactage, qui permet de diviser par quatre le volume des coques et embouts. Les galettes ainsi obtenues sont mises dans un conteneur.

De même, toujours pour réduire le volume des déchets conditionnés destinés au stockage géologique, le traitement des effluents de faible et moyenne activité a été modifié. Initialement, ceux-ci étaient décontaminés par coprécipitation et les boues produites étaient enrobées dans du bitume. Maintenant, ces effluents sont concentrés par évaporation puis vitrifiés.

Vitrification : les produits de fission (radioémetteurs bêta, neptunium, américium, curium…), après 1 an de désactivation, sont traités selon le procédé de vitrification AVM (Atelier de Vitrification de Marcoule). Les produits de fission alimentent un four rotatif où ils sont transformés en oxydes qui sont, dans un four de fusion, mélangés avec une fritte de verre borosilicaté. Le verre obtenu est coulé dans des conteneurs en acier inoxydable, destinés à être stockés.

Situation française :

  • L’usine UP1 de Marcoule (30) est en cours de démantèlement depuis sa fermeture fin 1997. Le tonnage cumulé de combustibles civils traités dans cette usine s’élevait à 6 304 t, fin 1996.
  • L’usine UP2 de La Hague, entrée en service en 1966, a traité les combustibles provenant des 3 filières. Depuis fin 1990, cette usine ne retraite plus les combustibles UNGG. Sa capacité a été doublée en 1994 pour atteindre 800 t/an.
  • L’usine UP3 de 800 t/an de capacité a démarré en août 1990 et retraite les combustibles étrangers de 30 centrales nucléaires (allemandes, japonaises, belges, suisses, néerlandaises).

En 2017, les usines UP2 et UP3 ont traité 983 t de combustibles.

Dans les usines de La Hague, les consommations ont été de 5 690 m3 de solutions de HNO3 à 13,6 moles/L et de 6 370 m3 de solutions de soude à 10 moles/L.

A l’étranger :

  • Au Royaume Uni, l’usine de Windscale, à Sellafield, exploitée depuis 1964 par British Nuclear Fuels Lt (BNFL) traite du combustible UNGG. Sa capacité est de 1 500 t/an. L’usine Thorp à Sellafield exploitée BNFL, de 600 t/an de capacité, a démarré en 1994. Elle traite les combustibles AGR. Cependant, une fuite de liquides radioactifs fut repérée en avril 2005 à Thorp. L’usine est depuis fermée et son avenir est incertain.
  • Au Japon, l’usine pilote de Torai-Mura, exploitée par PNC, possède une capacité de production de 40 t/an. En 2007, a démarré la construction d’une unité de 800 t/an (usine sœur de celle de La Hague), exploitée par Japan Nuclear Fuel limited (JNFL) à Rokkasho-Mura dans la péninsule de Shimokita. Elle devrait être opérationnelle en 2021.
  • En Russie, les combustibles de la filière VVER-440 sont traités (400 t/an de capacité) à l’usine de Tchelyabinsk par FAAE. Les combustibles de la filière VVER-1 000 doivent être traités dans l’usine de Krasnoïarsk, encore inachevée.
  • L’Inde possède une capacité de traitement de 330 t/an.

Diaporama sur le retraitement du combustible nucléaire

Déchets radioactifs

Définitions

Les produits et donc les déchets radioactifs sont caractérisés par 2 paramètres :

  • la période : temps au bout duquel la radioactivité est divisée par 2,
  • l’activité qui traduit l’intensité de la radioactivité.

En France, on distingue 3 catégories :

Les déchets A : de faible activité et à vie courte (période < 30 ans). Après 300 ans, leur radioactivité devient proche de la radioactivité naturelle. Ils proviennent des centrales nucléaires, des usines du cycle de l’uranium, des hôpitaux, des laboratoires… Leur volume, après conditionnement, est de l’ordre, en France, de 30 000 m3/an dont 15 % de déchets et 85 % d’enrobage et conditionnement. Ces déchets sont stockés en surface, voir ci-dessous.

Les déchets B : de moyenne activité, à faible dégagement de chaleur. Ils renferment, en faible quantité, des éléments à vie longue et pour cette raison ne peuvent pas être stockés en surface. Ils proviennent surtout des usines de retraitement des combustibles. Ils sont conditionnés dans des blocs de béton d’environ 1 m3 pour les déchets solides. En France, dans l’attente de la création d’un stockage définitif, ils sont entreposés à La Hague. Par exemple, pour l’usine UP3 de La Hague les volumes produits de déchets compactés sont de 0,32 m3/t d’U.

Les déchets C : de haute activité, à fort dégagement de chaleur, et chargés en éléments à vie longue. Ils contiennent plus de 95 % des radioéléments produits par l’industrie nucléaire. Ils sont constitués soit par les combustibles irradiés (1,6 m3/t d’U) dans le cas d’un stockage direct (cas de la Suède), soit par les déchets (0,13 m3/t d’U) obtenus après retraitement du combustible (cas, en particulier, de la France). La production française de ces déchets, sous forme de cylindres de 200 L est de 200 m3/an. Ils sont entreposés, pour quelques dizaines d’années, dans des structures bétonnées assurant leur refroidissement.

Les recherches sur la gestion des déchets B et C sont définies, en France, par la loi de programmation du 30 décembre 1991 (remplacée par les articles L.542-1 à L.542-14 du nouveau code de l’environnement), qui définit 3 axes :

  • La recherche de solutions permettant la séparation et la transmutation des éléments radioactifs à vie longue, présents dans les déchets.
  • L’étude des possibilités de stockage réversible ou irréversible dans des formations géologiques profondes, notamment grâce à la réalisation de laboratoires souterrains. Sur les 3 laboratoires initialement envisagés dans des couches argileuses à Bure (55) et Marcoule (30) et granitiques à La Chapelle-Bâton (86), seul celui de Bure est en cours de construction.
  • L’étude de procédés de conditionnement et d’entreposage de longue durée, en surface, de ces déchets.

Stockage des déchets de faible activité, en France

En France, les déchets radioactifs sont gérés par l’Agence nationale pour la gestion des déchets radioactifs (ANDRA). L’ANDRA exploite 2 centres de stockage en surface :

  • Le Centre de la Manche, ouvert en 1969, a été fermé en juillet 1994 après avoir reçu 526 650 m3 de déchets. Sa superficie est de 14 ha et il est mitoyen de l’usine de retraitement de La Hague.
  • Le Centre de l’Aube situé à Soulaines, a été mis en service en janvier 1992. Sa capacité est de 1 million de m3 (30 à 40 ans de production française de déchets). Sa superficie est de 95 ha dont 30 ha pour le stockage.

Dans ces centres de stockage, les fûts de déchets (solides) sont placés dans des cases de béton. Les interstices entre les fûts sont comblés par du béton ou du gravier. Lorsqu’une case est pleine, elle est recouverte par une dalle de béton et enrobée de polyuréthane. Les espaces entre les cases sont ensuite rebouchés par de la terre. A la fin de l’exploitation du site, l’ensemble sera recouvert d’une couverture multicouche étanche (phase actuelle pour le centre de la Manche). Le système est complété par un réseau de galeries de surveillance sous les ouvrages de stockage.

Diaporama sur le stockage des déchets nucléaires

Bibliographie

 

Mercure

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structure cristalline Rayon métallique pour la coordinence 12
80 200,6 g.mol-1 [Xe] 4f14 5d10 6s2 rhomboédrique de paramètres a = 0,2993 nm et angle alpha = 70°44,6′ 157,3 pm

Données physiques

Masse volumique Pression de vapeur Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
13,5939 g.cm-3
  • à 20°C : 0,163 Pa
  • à 50°C : 1,696 Pa
-38,87°C 356,58°C 1,04.106 S.m-1 8,34 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKa : Hg2+2aq/Hg2OH+aq pKa : Hg2+aq/HgOH+aq pKs : Hg(SCN)2 pKs : Hg2(OH)2 pKs : HgS pKs : Hg2Cl pKs : Hg2Br pKs : Hg2I pKs : Hg2(CrO4)2 pKs : Hg2(SO4)2 pKs : Hg(OH)2
2,00 5 2,7 19,5 23 52,4 17,9 22,2 28,3 8,7 6,3 25,5

Potentiels standards :

HgO(s) + H2O + 2e = Hg(I) + 2OH E° = 0,098 V
HgO(s) + 2H+ + 2e = Hg(I) + H2O E° = 0,926 V
2Hg2+ + 2e = Hg22+ E° = 0,907 V
Hg22++ 2e = 2Hg(I) E° = 0,792 V

Données thermodynamiques

Mercure liquide :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 76 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 28 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 2,3 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 58,1 kJ.mol-1
Mercure gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 61,3 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 31,9 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 174,9 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 20,8 J.K-1mol-1

Données industrielles

Matières premières

La teneur moyenne de l’écorce terrestre est de 0,05 ppm.

Minerai : le principal minerai est le cinabre, sulfure de mercure, HgS. Les minerais exploités contiennent de 0,5 à 5 % de Hg.
Par ailleurs, du mercure est souvent présent dans les gisements de zinc, plomb, cuivre, argent et or.

Le district minier d’Almadén, situé près de Ciudad Real, en Espagne, est la plus grande concentration de mercure du monde. Exploité sans interruption depuis la Préhistoire, il a produit plus de 9 millions de potiches (soit plus de 300 000 t métal), ce qui représente un tiers de la production de la planète. La teneur en mercure était de 20 à 30 % à la fin du XIXème siècle, elle est de moins de 2 % actuellement. En 2003, l’exploitation minière a été fermée. Les mines ont en stock des quantités importantes de mercure et pourraient servir de lieu de stockage pour le mercure récupéré.

Principale mines de mercure dans le monde, avec la production totale, jusqu’en 2005. Ces mines ont toutes fermé.

en tonnes
Almaden (Espagne) 313 087 New Almaden (États-Unis) 37 950
Idria (Slovénie) 147 000 Nikitovka (Ukraine) 30 015
Monte Amiata (Italie) 69 000 New Idria (États-Unis) 20 700
Huancavelica (Pérou) 51 750 Mc Dermitt (États-Unis) 13 800

Source : Ecomines, avril 2005.

La mine Mc Dermitt, dans le Nevada, aux États-Unis, est la dernière mine ayant été en activité dans ce pays. Elle a fermé en 1992.

Situation française : il n’y a pas de mine présentant un intérêt économique. Seul un gisement, situé à La Chapelle en Juger (50), a été exploité entre 1730 et 1742 pour fournir environ 2 t de mercure.

Minéralurgie : la concentration du minerai est principalement effectuée par flottation.

Métallurgie

Exclusivement par pyrométallurgie avec le grillage du minerai, à l’air, vers 700°C :

HgS + O2 = Hg + SO2

Par exemple à Almaden, le gaz de grillage qui contenait de 3,7 à 4,5 g de Hg/m3 circulait dans des batteries de tubes refroidis à l’eau afin de condenser le mercure recueilli dans des « suies » ayant la composition moyenne suivante : Hg : 79 %, eau : 15 %, HgS : 1 %, HgO : 0,1 % avec 4,9 % de poussières diverses. Les suies étaient traitées par divers procédés : amalgamation avec de l’aluminium, entraînement à la vapeur…

Le mercure est purifié par distillation sous vide. Le lavage avec de l’acide nitrique est proscrit car il entraîne une pollution des effluents qui sont le plus souvent rejetés.

Productions

Production minière de mercure, en 2019 : monde : 4 000 t.

en tonnes
Chine 3 500 Argentine 30
Mexique (exportations) 240 Kirghizistan 20
Tadjikistan 100 Norvège 20
Pérou (exportations) 40

Source : USGS

Les productions du Mexique et du Pérou proviennent de l’extraction de minerais de cuivre, d’argent ou d’or. Aux États-Unis, une production non quantifiée provient des mines d’or et d’argent du Nevada.

Le maximum de la production mondiale a été atteint en 1970, avec 10 000 t.

Conditionnement : en potiches de 34,5 kg net.

Récupération du mercure lors de diverses métallurgies : le mercure est parfois associé à divers minerais sulfurés, par exemple la blende (les concentrés de zinc contiennent de 5 à 350 ppm de Hg). De même, le mercure est souvent présent dans les gisements d’or et d’argent.

Métallurgie de l’or et de l’argent : lors du traitement du minerai par cyanuration, le mercure se comporte comme l’or et l’argent et se retrouve, après électrolyse, avec ces éléments, sur la cathode (voir le chapitre consacré à l’or). Avant fusion de la cathode et obtention du « doré », le mercure est éliminé et récupéré par distillation puis condensation dans des retortes maintenues sous vide.

Métallurgie du zinc : lors du grillage des concentrés miniers (voir le chapitre consacré au zinc), le mercure se retrouve à l’état de vapeur avec le dioxyde de soufre. Afin d’éliminer le mercure, le procédé Norzink est le plus employé. Il consiste à fixer le mercure dans une solution de chlorure mercurique selon la réaction :

Hg°(g) + (Hg2+ + 2 Cl) = Hg2Cl2

Une partie du chlorure mercureux est oxydé par le dichlore afin de régénérer, en solution aqueuse, le chlorure mercurique, selon la réaction :

Hg2Cl2 + Cl2 = 2 (Hg2+ + 2 Cl)

Après traitement, le gaz contient moins de 0,05 mg de Hg/m3. Le mercure peut être récupéré par électrolyse de la solution de chlorure mercurique. Le mercure ainsi récupéré représente plusieurs centaines de tonnes par an dans le monde.

D’autres procédés de récupération du mercure sont employés. Ils consistent à traiter les gaz issus du grillage par :

  • l’acide sulfurique concentré pour donner un précipité de sulfate mercureux,
  • l’acide sulfurique, en présence de thiocyanate de sodium et de charbon actif pour donner un précipité de sulfure de mercure.

Recyclage – stockage

Actuellement, le mercure contenu dans divers déchets est récupéré mais plutôt stocké que recyclé.

En France, la société META Régénération, société du groupe Aurea, à Château-Arnoux-Saint-Auban (04), récupère le mercure des déchets industriels et domestiques (thermomètres, amalgames dentaires…) et traite les sols pollués au mercure.

En France, Euro Dieuze Industries (SARPI, groupe Veolia), à Dieuze (57) a une capacité annuelle traitement de 3 000 t de piles. Le traitement est réalisé par hydrométallurgie à l’acide sulfurique.

Aux États-Unis, la société Thermostat Recycling Corp., à Rosslyn, Virginie, a traité de 1998 à 2018, 2,5 millions de thermostats contenant au total 12 t de mercure. Dans ce pays, les thermostats contenaient de 2,5 à 10 g de mercure par appareil.

Situation française

Pas de mines ni de métallurgique de 1ère fusion.

Utilisations

Consommation : en 2015, la consommation mondiale est estimée à 2 000 t/an.

Secteurs d’utilisation : en 2014, environ 50 % de la consommation mondiale est employée comme catalyseur, en Chine, sous forme de chlorure mercurique, pour la production de chlorure de vinyle monomère par réaction entre l’acétylène et HCl. En 2009, dans ce pays, 94 des 104 usines de production de chlorure de vinyle utilisaient cette méthode de production. En 2012, avec une production de 10 millions de t de PVC, la consommation chinoise était de 800 t de mercure. Ce procédé n’est plus employé ailleurs.

Depuis 2011, les exportations européennes de ce métal sont interdites et depuis début 2013, il en est de même aux États-Unis.
Autres utilisations :
  • Cellules à cathode de mercure pour la production de Cl2 – NaOH : elles contiennent de 3 à 4 t de mercure par cellule. Il n’y a plus de projet, dans le monde, de construction d’usine à cathode de mercure. L’abandon total de leur exploitation a eu lieu, en Europe, en 2018. Fin 2016, la quantité de mercure stocké dans ces installations d’électrolyse était, dans l’Union européenne, de 5 344 t dans 33 unités qui ont été démantelées pour leur quasi totalité avant fin 2017. En 2016, dans le monde, 3 millions de t/an de capacité de production de dichlore, étaient obtenues avec des cellules à cathodes de mercure et émettaient 4,4 t de Hg/an. Aux États-Unis, en 2019, il n’y a plus que 2 usines de production selon ce procédé, il y en avait 14 en 1996.

Ce mercure stocké dans les sites de production de dichlore est sous forme liquide et est donc susceptible d’émettre de la vapeur de mercure particulièrement toxique. Divers projets sont en cours de développement pour transformer ce mercure liquide en forme solide, non émettrice de vapeur, en général en sulfure, le cinabre. Par exemple, la société Batrec, du groupe Véolia, à Wimmis, en Suisse, possède une capacité de traitement de 1 200 t/an, avec l’ajout de soufre dans le mercure liquide, dans 3 réacteurs et après réaction récupère le cinabre dans un filtre-presse, puis le stocke dans les mines souterraines de potasse allemandes de Herfa-Neurode, en Hesse, du groupe K+S.

  • Dans les thermomètres : environ 2 g de mercure par thermomètre. En France, la société Maas à Ingwiller (67), produisait jusqu’en 1997, de 3 à 5 millions de thermomètres par an. En moyenne, en France, dans un hôpital, leur durée de vie était d’un mois et il s’en cassait 5 millions par an, soit une dispersion de 10 t de Hg/an. Le 1er mars 1999, la vente de thermomètres à mercure a été interdite en France.
  • En polarographie, pour mesurer la DCO, dans les pompes à vide à diffusion de mercure, dans les tubes à décharge. On estimait, en 2001, qu’en Europe, le stock de mercure contenu dans les baromètres était de 96 t.
  • Lampes fluorescentes : elles contiennent, en moyenne, 3 mg de mercure, cette quantité était de 100 mg en 1980. En France, en 2019, les tubes fluorescents usagés collectés ont représenté 3 436 t et les lampes fluo-compactes 879 t. La collecte des tubes et lampes usagés est effectuée par Ecosystem. Les lampes et tubes sont transférés à des centres de traitement dans lesquels le verre et les métaux, autres que le mercure, sont séparés en vue d’être recyclés. Les poudres fluorescentes, riches en terres rares ont été recyclées entre 2012 et 2016. Le mercure est stocké. En 2019, 5 176 t ont été traitée soit 58,3 millions de lampes dans les centres suivants : Artémise, à Troyes (10), Indaver, en Belgique, SARPI (Veolia), à Limay (78), Lumiver, à Seclin (59) et Relight, à Rho, en Italie.
  • Amalgames dentaires : ils contiennent environ 50 % de Hg (0,6 g de mercure par amalgame) et sont obtenus par trituration (mélange) à froid d’une poudre (par exemple : Ag : 70 %, Sn : 25 %, Cu : 4 %, Zn : 1 %) avec le mercure. Ils ne contiennent pas de plomb, malgré l’appellation courante de plombage. Dans le monde, en 2015, la consommation est comprise entre 226 et 322 t/an. La teneur de la salive humaine en mercure, liée à la présence d’amalgames, est de 10 à 50 microgrammes/L.
  • Piles : les piles salines contenaient 0,6 % de Hg qui formait un amalgame avec le zinc et permettait ainsi d’éviter l’oxydation du zinc par l’eau, en augmentant la surtension de réduction de l’eau, avec dégagement de dihydrogène. En France, chaque année, de 10 à 20 t de mercure contenu dans les piles usées étaient rejetées. Actuellement les piles salines ne contiennent plus de mercure (sa teneur doit être, depuis 1999, inférieure à 0,0005 %), il est substitué par un produit fluoré polyéthoxylé placé dans le séparateur. Les piles bouton contiennent de 1 à 3 % de mercure.
  • Extraction des métaux précieux : le procédé d’amalgamation n’est utilisé que dans des installations artisanales, ce qui le rend d’autant plus dangereux, par exemple en Amazonie, et concerne environ 10 % de la production mondiale d’or (voir le chapitre or). Il est estimé que, entre 1580 et 1990, la quantité totale de mercure rejeté dans l’environnement, sur le continent américain, lors du traitement des métaux précieux, a été d’environ 257 400 t. Il était utilisé de 6 à 8 kg de Hg/kg de Ag, et pour chaque kg d’argent extrait, par exemple à Potosi, 1,5 kg de mercure était rejeté dans l’environnement. Dans les installations modernes de traitement des minerais d’or et d’argent, le mercure contenu dans le minerai est récupéré (voir plus haut dans ce chapitre).

Le mercure dans l’environnement

Sources naturelles :

  • Les sols et la végétation libèrent environ 1 000 t/an.
  • Les incendies de biomasse donneraient 600 t/an.
  • Les océans contiendraient 310 000 t de mercure. Ils libéreraient dans l’atmosphère environ 3 400 t/an.
  • Les éruptions volcaniques donneraient, en moyenne, 500 t/an.

Sources anthropiques : 

En 2015, les émissions, dans l’air, de mercure liées aux activités humaines sont estimées à 2 224 t, avec la répartition suivante pour les principales :

Orpaillage 38 % Traitement de déchets 7,3 %
Combustion du charbon 21 % Production industrielle d’or 3,8 %
Production de ciment 10 % Production de PVC 2,6 %
Élaboration de métaux non ferreux 10 % Combustion de biomasse 2,3 %
Source : UNEP

Parmi les combustibles fossiles, le charbon représente l’essentiel des émissions (21 %), le pétrole et le gaz naturel 0,3 %. Les émissions, aux États-Unis, provenant de la combustion du charbon sont, en 2010, de 27 t. Le pétrole brut contient environ 3,5 ppm de mercure.
On estime, en France, que les rejets dans l’environnement par les cabinets dentaires seraient de 4 à 8 t/an de mercure. Chaque année, dans le monde, 3,8 t de mercure provenant des amalgames dentaires sont rejetées dans l’atmosphère par les crémations.
Les émissions industrielles sont principalement liées aux industries des ciments (le calcaire contient de 0,02 à 2,3 ppm de mercure) et du dichlore. Par exemple, en 2013, la quantité de mercure présente dans les produits (dichlore, NaOH et dihydrogène) fournis par les usines françaises, est comprise, selon les usines de production, entre 0,15 et 0,01 g/t de capacité de dichlore, entre 0,25 et 0,00 g/t de capacité de dichlore dans l’eau et entre 0,80 et 0,51 g/t de capacité de dichlore dans l’atmosphère. En Europe, en moyenne, les émissions totales de mercure (produits, eau et air) sont, en 2016, de 0,68 g de Hg/t de Cl2, soit 1,4 t de mercure, elles étaient de 2,60 g de Hg/t de Cl2, en 1995. Il faut noter que les émissions de l’industrie du chlore représentent, en 2015, 0,68 % des émissions globales de mercure dans l’air.

Les émissions liées aux activités humaines proviendraient, en 2015, à 38,6 % d’Asie de l’Est et du Sud-Est, 18,4 % d’Amérique du Sud, 16,2 % d’Afrique, 10,1 % d’Asie du Sud, 5,6 % de Russie et d’Asie Centrale, 3,5 % de l’Union européenne, 1,8 % d’Amérique du Nord. Les émissions d’Amérique du Sud et d’Afrique proviennent principalement des activités artisanales d’orpaillage.

En France, en 2019, les émissions ont été de 2,9 t, elles étaient de 25 t en 1991. Origine des émissions de mercure, en France, en 2018 :

Industrie manufacturière 47 % Résidentiel, tertiaire 9 %
Transformation de l’énergie 23 % Transports 4 %
Traitement des déchets 15 % Agriculture 2 %
Source : CITEPA, rapport SECTEN

En octobre 2013, a été adoptée la Convention de Minamata sur le mercure destinée à limiter ses rejets dans l’environnement. Elle prévoit, en particulier, l’abandon de toute production de dichlore à l’aide d’une électrolyse à cathode de mercure, en 2025, l’abandon de la fabrication de baromètres et thermomètres contenant du mercure, en 2020, l’abandon de la fabrication d’acétaldéhyde utilisant des catalyseurs à base de mercure, en 2018.

Toxicité

La toxicité du mercure dépend étroitement de sa forme chimique et de son état physique. Il est particulièrement toxique sous forme :

  • de vapeur de mercure : il est alors principalement introduit dans l’organisme par les voies respiratoires. La vapeur est facilement produite par évaporation d’une surface libre de mercure liquide, sa tension de vapeur étant, à 20°C, de 2,4.10-6 atm. Sous cette forme, liposoluble, il est neurotoxique, avec atteinte sur le cerveau. Cette forme d’intoxication, lorsqu’elle est massive donne l’hydrargyrisme. En conséquence, la valeur limite d’exposition est de 50 µg de Hg/m3 d’air afin que la teneur limite de 100 µg de Hg/L de sang ne soit pas dépassée.
  • de sels de mercure avec présence d’ions Hg+ ou Hg2+. La principale voie d’introduction dans l’organisme est alors la voie digestive, les sels de mercure sont des poisons violents.
  • de composés organiques et particulièrement de méthyl ou diméthylmercure. Les rejets de mercure, sous forme métallique, s’oxydent puis, en milieu aquatique sous l’action de bactéries, se transforment en méthylmercure, liposoluble, qui peut donc franchir les membranes cellulaires et s’accumuler dans la chaine alimentaire : du plancton, aux poissons puis à l’homme. Il est estimé que 5 % du mercure apporté annuellement dans la Méditerranée se retrouve dans les poissons.

Dans le cas de l’intoxication de la baie de Minamata au Japon, des rejets de méthylmercure ont été accumulés par les poissons consommés par les habitants de la baie (en 1956 : 549 victimes, en 1965 : 119 victimes et au total 1200 morts). Le mercure, sous forme d’oxyde, était utilisé par l’usine Chisso comme catalyseur dans la production d’acétaldéhyde. Au total, entre 1932 et 1968, 81 t de mercure ont été rejetées dans la baie.

Autres intoxications : à Niigata (Japon) avec une pollution industrielle, en Irak avec la consommation humaine de grains de céréales traités par des composés organiques du mercure.

Bibliographie

 

Zinc

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structure cristalline Rayon métallique pour la coordinence 12
30 65,38 g.mol-1 [Ar] 3d10 4s2 hexagonale compacte de paramètres a = 0,2665 nm et c = 0,4947 nm 139,4 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
7,14 g.cm-3 2,5 419,58°C 907°C 16,6.106 S.m-1 116 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKa : Zn2+aq/ZnOH+aq pKs : Zn(CN)2 pKs : Zn(OH)2 pKs : ZnS blende pKs : ZnS wurtzite pKs : Zn(IO3)2
1,65 9 22,6 16,1 23,7 21,5 5,4

Potentiels standards :

Zn(OH)2 + 2e = Zn(s) + 2OH E° = -1,24 V
Zn(OH)42- + 2e = Zn(s) + 4OH E° = -1,21 V
Zn2+ + 2e = Zn(s) E° = -0,76 V

Données thermodynamiques

Zinc cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 41,63 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 25,4 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 6,7 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 114,8 kJ.mol-1
Zinc gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 130,42 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 94,9 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 160,87 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 20,8 J.K-1mol-1

Données industrielles

Matières premières

La teneur moyenne en zinc de l’écorce terrestre est de 80 ppm.

Les émissions atmosphériques naturelles de zinc liées au volcanisme, à l’érosion des roches… sont estimées à 5,9 millions de t/an. Les émissions liées aux activités humaines sont estimées à 57 000 t/an.

Dans les minerais, le zinc est très souvent associé à Pb et Cd ainsi qu’à Fe, Cu, Bi, Sb, As, Ge, In, Ag, Au…. Les minerais de zinc sont la principale source de cadmium, germanium et indium.

Minerais : le principal est la blende ou sphalérite (ZnS), les autres sont la smithsonite (ZnCO3), l’hémimorphite ou calamine (Zn4Si2O7(OH)2,H2O). La blende représente 95 % de la production minière.

La teneur des minerais tout venant est comprise entre 4 et 20 % de Zn. 80 % des exploitations minières représentant 64 % de la production sont souterraines, 8 % (15 % de la production) à ciel ouvert et 12 % (21 % de la production) associent les 2 types d’exploitation. En 2009, il y avait 144 mines en exploitation dans le monde.

Principales mines en activité, d’après la production de 2019 :

en milliers de t zinc contenu dans les concentrés miniers
Red Dog (États-Unis) 552 San Cristóbal (Bolivie) 268
Rampura Agucha (Inde) 381 Dugald River (Australie) 170
Mount Isa (Australie) 326 Vazante (Brésil) 139
Antamina (Pérou) 303 Cerro Lindo (Pérou) 126
Mc Arthur River (Australie) 271 Tara (Irlande) 122
Sources : rapports des sociétés
  • La plus grande mine de zinc au monde, jusqu’en 2008 et depuis 2015, est celle de Red Dog, en Alaska. L’exploitation, à ciel ouvert, par Teck, a démarré en 1990, le gisement avait été découvert en 1968. Fin 2019, les réserves prouvées et probables sont de 50,9 millions de t de minerai contenant 12,9 % de Zn, 3,6 % de Pb et 67,7 g/t d’argent. En 2019, la production a été de 552 400 t de Zn, 102 800 t de Pb et, en 2014, de 712 t d’argent. 30 % de la production de concentrés de zinc est traité dans la raffinerie exploitée par Teck, à Trail, au Canada, en Colombie Britannique. L’épuisement de la mine principale (Red Dog « Main ») est compensé par l’exploitation de gisements adjacents dont Red Dog « Aqqaluk » également à ciel ouvert. Les conditions climatiques ne permettent l’exportation des concentrés miniers que durant 100 jours entre les mois de juillet et octobbre.
    Aux États-Unis, la production avec 15 mines en exploitation provient, en 2019, à 78 % d’Alaska avec la mine de Red Dog (552 400 t de Zn) et celle de Greens Creek exploitée par Hecla Mining avec 56 805 t de Zn.
  • De 2008 à 2014, la plus importante mine de zinc dans le monde a été celle de Rampura Agucha, dans le Rajasthan, en Inde, exploitée par Hindustan Zinc, détenu à 64,9 % par Vedanta et 29,5 % par l’État indien. Sa production a été, en 2019, de 381 000 t de zinc et 33 000 t de plomb. Les réserves prouvées et probables sont de 39,1 millions de t de minerai renfermant 12,6 % de Zn, 1,6 % de Pb et 54 g/t de Ag. La mine est en cours de transition entre une exploitation à ciel ouvert et une exploitation souterraine.
  • En Australie, exploitée par Glencore, la mine de Mc Arthur River a produit, en 2019, 271 200 t de Zn, 55 300 t de Pb et 52 t de Ag. Les réserves prouvées et probables sont de 98 millions de t renfermant 9,1 % de Zn, 4,2 % de Pb et 42 g/t de Ag. Les mines de Mount Isa, regroupées avec celles de Lady Loretta et George Fisher, en Australie au nord-ouest de la province du Queensland, exploitées également par Glencore ont produit, en 2019, 316 400 t de zinc, 158 000 t de plomb et 172 t d’argent. Ce complexe minier produit également du cuivre, avec 151 100 t. Les réserves prouvées et probables sont, fin 2019, de 14,7 millions de t de minerai de cuivre contenant 1,70 % de cuivre et de 13,2 millions de t de minerai de cuivre contenant 2,21 % de Cu ainsi que 79 millions de t de minerai de zinc contenant 7,4 % de zinc, 3,6 % de plomb et 66 g/t d’argent.
  • La mine de zinc d’Antamina, au Pérou, est détenue par Glencore à 33,75 %, BHP-Billiton à 33,75 %, Teck à 22,5 % et Mitsubishi à 10 %. Elle est située dans la cordillère des Andes entre 4 200 et 4 700 m d’altitude, dans la province de Huari. Le minerai, extrait à ciel ouvert, est concentré puis mis en suspension dans l’eau et envoyé à l’aide d’un minéralduc de 302 km de longueur jusqu’au port de Punta Lobitos situé près de Port Huarmey afin d’être exporté. Le minéralduc de 21 à 25 cm de diamètre est enfoui à 1 m de profondeur. Le trajet dure environ 50 h, avec une capacité de 2,5 millions de t/an. Les réserves prouvées et probables sont, fin 2019, de 174 millions de t avec 2,2 % de Zn, 0,91 % de Cu, 0,024 % de Mo et 13,8 g/t de Ag, ainsi que du plomb et du bismuth. En 2019, la production a été de 448 500 t de Cu, 303 300 t de Zn, 7 100 t de plomb, 3 538 t de molybdène et 513 t d’argent. La production a débuté en 2001 et devrait se poursuivre jusqu’en 2026.
  • La mine à ciel ouvert de San Cristóbal, en Bolivie, est exploitée par le groupe japonais Sumitomo Corporation. En 2019, la production de concentrés de zinc-argent a été de 447 000 t et celle de concentrés de plomb-argent de 82 000 t. Les concentrés sont transportés par voie ferrée jusqu’au port de Mejillones, au Chili.
  • En novembre 2017, la mine de Dugald River, dans la province du Queensland, en Australie, exploitée par MMG, détenu par le groupe chinois China Minmetals, est entrée en production. En 2019, la production a été de 170 057 t de Zn, 23 154 t de Pb et 37,1 t de Ag. Les réserves prouvées et probables sont de 25,9 millions de t renfermant 11,0 % de Zn, 1,7 % de Pb et 56 g/t de Ag.
  • Les mines de Cerro Lindo, au Pérou, et Vazante, au Brésil, sont exploitées par Nexa Resources, filiale du groupe brésilien Votorantim. En 2019, la production de Cerro Lindo a été de 126 310 t de Zn, 37 678 t de Cu, 12 256 t de Pb, 101 t de Ag et 138 kg de Au et les réserves prouvées et probables sont de 48,37 millions de t renfermant 1,26 % de Zn, 0,65 % de Cu, 0,16 % de Pb, 18,9 g/t de Ag. La production de Vazante a été de 139 041 t de Zn, 1 015 t de Pb et 10,4 t de Ag et les réserves prouvées et probables sont de 17,56 millions de t renfermant 9,08 % de Zn, 0,26 % de Pb et 13,0 g/t de Ag.
  • La plus importante mine européenne est celle de Tara en Irlande, exploitée par Boliden. En 2019, la mine a produit 122 000 t de Zn, 16 000 t de Pb et 1,578 t de Ag. Les réserves prouvées et probables sont de 17,4 millions de t de minerai contenant 6,0 % de Zn et 1,6 % de Pb.
  • En février 2019 a été inauguré la mine de Gamsberg, en Afrique du Sud, développée par le groupe indien Vedanta, avec une production qui devrait atteindre, en 2020, 250 000 t/an de Zn. En 2019, la production a été de 108 000 t de Zn. Les réserves sont de 53,18 millions de t renfermant 6,63 % de Zn et 0,51 % de Pb.
  • La mine de Peñasquito, au Mexique, est exploitée par le groupe Newmont. Elle a été acquise, début 2019, auprès de Goldcorp. C’est une mine d’or qui a produit, en 2019, 4 t d’or, 48 t d’argent, 84 800 t de zinc et 49 000 t de plomb. Fin 2019, les réserves prouvées et probables sont de 438,6 millions de t renfermant 0,77 % de Zn, 0,34 % de Pb, 33,2 g/t de Ag et 0,57 g/t de Au. La production de 2019 est minorée du fait d’un arrêt de la production durant quelques mois, dû au blocage de la mine par des populations riveraines.

Minéralurgie ou concentration :

Après extraction du minerai, celui-ci subit un traitement physique consistant à éliminer une grande partie de la gangue. Dans le cas des minerais sulfurés, une flottation est généralement effectuée. Elle consiste à séparer d’une part les parties valorisables d’un minerai et d’autre part la gangue, en jouant sur leurs propriétés de surface et plus particulièrement sur le caractère hydrophobe ou hydrophile (mouillant) de celles-ci.

Avant de pouvoir séparer les constituants du minerai, il faut « libérer » les particules valorisables par broyage qui sera d’autant plus poussé que, par exemple les sulfures métalliques à récupérer, seront disséminés dans le minerai sous forme de fines particules. Ainsi, les blocs de quelques m3 extraits de la mine seront broyés jusqu’à atteindre quelques dizaines à quelques centaines de micromètres.

La flottation est réalisée dans des cuves dans lesquelles le minerai broyé est mis en suspension aqueuse. Des ajouts éventuels sont effectués pour ajuster le pH, modifier les propriétés de surface des particules à l’aide de collecteurs, former des mousses stables. D’autres ajouts permettent de moduler l’action des agents collecteurs : des déprimants augmentent le mouillage, des activateurs annihilent les effets des déprimants. Par ailleurs, une arrivée d’air permet de former des bulles qui entraînent en surface les éléments valorisables qui se retrouvent dans des mousses en formant une écume. Cette dernière, après séchage, donne des concentrés.

Il est également possible de séparer sélectivement divers sulfures métalliques d’une part de la gangue et d’autre part entre eux.

Après flottation les concentrés contiennent de 40 à 60 % de Zn (en moyenne 53 %) sous forme de sulfure de zinc ZnS. Lors de la flottation le zinc n’est pas transformé chimiquement, il reste sous forme de sulfure.
En général, la concentration est effectuée dans des installations voisines de l’extraction minière, les concentrés étant évacués, souvent par voie maritime, vers les installations de traitement métallurgique. Le schéma ci-dessous illustre les opérations de concentration par flottation.

Schéma de principe d’un circuit de flottation différentielle

Exemple de flottation concernant un minerai contenant de la blende, de la pyrite et de la galène, dans une gangue de calcite et de dolomie.

Broyage : le minerai a été broyé pour que 80 % du produit passe au tamis de 170 microns.

Flottation : les résultats moyens du traitement par flottation sont les suivants :

Produits Masse en % Teneur en Pb Teneur en Zn
Tout-venant 100,0 % 5,7 % 6,9 %
Concentré de galène 7,2 % 70,9 % 3,6 %
Concentré de blende 10,3 % 0,5 % 52,1 %
Rejet final 82,5 % 0,7 % 1,6 %

 

Consommations de réactifs :

Circuit plomb Circuit zinc
CaO 1500 g/t CaO 2560 g/t
NaCN 70 g/t CuSO4 300 g/t
Ethyl et amylxanthate 70 g/t Ethyl et amylxanthate 120 g/t
Huile de pin 5 g/t

 

Composition des concentrés obtenus :

Éléments Zn S Pb Cu Cd Fe Sn Bi CaO MgO SiO2 Al2O3 Ag Sb As
Concentré de galène 4,7% 16,7% 70,0% 1,0% 6,0% 0,02% 0,6% 0,4% 800g/t 0,2g/t 0,3g/t
Concentré de blende 50,3% 31,5% 1,0% 0,50% 0,15% 11,1% 0,007% 0,5% 0,3% 0,25% 0,8% 70g/t 0,01g/t 0,15g/t

 

Productions minières

En 2019. Monde : 12,904 millions de t de Zn contenu, Union Européenne (Suède, Irlande, Portugal, Espagne, Pologne, Finlande…, en 2017) : 683 400 t.

en milliers de t de Zn contenu
Chine  4 371 Inde 712
Pérou 1 404 Mexique 703
Australie 1 293 Canada 339
États-Unis 795 Kazakhstan 296

Source : ILZSG

Commerce international : en 2019.

Principaux pays exportateurs sur un total mondial de 11,848 millions de t de concentrés.

en milliers de t de concentrés
Australie 2 372 Belgique 664
Pérou 1 926 Suède 468
Bolivie 873 Portugal 353
États-Unis 870 Nigeria 332
Turquie 734 Espagne 332
Source : ITC

Les exportations de l’Australie sont destinées à la Chine à 50 %, à la Corée du Sud à 24 %, au Japon à 7 %.

Principaux pays importateurs sur un total mondial de 12,430 millions de t de concentrés.

en milliers de t de concentrés
Chine 3 183 Finlande 538
Corée du Sud 2 066 Canada 495
Espagne 1 124 Iran 409
Belgique 968 Pays Bas 393
Japon 834 Norvège 358
Source : ITC

Les importations chinoises proviennent d’Australie à 35 %, du Pérou à 17 %, d’Espagne à 7 %.

Principaux producteurs : en 2019.

en milliers de t de Zn contenu dans les concentrés miniers
Glencore (Suisse) 1 077 Industrias Peñoles (Mexique) 292
Hindustan Zinc (Inde) 720 Boliden (Suède) 290
Teck (Canada) 640 Sumitomo Corporation (Japon) 272
Zijin Mining (Chine) 374 MMG (Chine) 254
Nexa Resources (Brésil) 361 Volcan (Pérou) 239

Sources : rapports des sociétés

  • Glencore exploite des mines de zinc :
    • en Australie, dans le Queensland, à Mount Isa et Lady Loretta avec une production, en 2019, de 326 400 t de zinc et Mc Arthur River avec 271 200 t,
    • au Kazakhstan avec 172 500 t,
    • au Canada, à Matagami avec 43 800 t et Kidd avec 67 600 t,
    • en Amérique du sud avec un total de 196 000 t :
      • au Pérou à Antamina avec 102 400 t, Yauliyacu et Contonga,
      • en Bolivie à Sinchi Wayra et Illapa,
      • en Argentine, à Aguilar.

A acquis, fin 2017, 23 % de La Compañia Minera Volcan, qui exploite, au Pérou, diverses unités minières, Yauli (4 mines souterraines) avec, en 2019, 140 900 t de Zn, 20 000 t de Pb, 3 000 t de Cu, 217 t de Ag, Chungar (2 mines souterraines) avec, 74 700 t de Zn, 18 400 t de Pb, 2 000 t de Cu, 100 t de Ag, Alpamarca (une mine souterraine et une à ciel ouvert) avec, 5 900 t de Zn, 4 700 t de Pb, 400 t de Cu, 37 t de Ag et Cerro de Pasco avec 17 500 t de Zn, 6 300 t de Pb, 25 t de Ag. En 2019 a produit un total de 239 000 t de Zn, 49 000 t de Pb, 4 000 t de Cu et 485 t de Ag. Fin 2019, les réserves prouvées et probables de Volcan sont de 32,7 millions de t renfermant 4,8 % de Zn, 1,1 % de Pb et 94 g/t de Ag.

  • Vedanta exploite, en Inde, à Rampura-Agucha, dans le Rajasthan, l’une des plus importantes mines au monde, ainsi que 4 autres mines, toutes souterraines, Kayad, Sindesar, Rajpura et Zawar, au travers de Hindustan Zinc Limited (HZL), société possédée à 64,9 %, l’État indien en détenant 29,5 %, avec, en 2019 une production de 720 060 t de zinc, 197 041 t de plomb et 647 t d’argent. En mai 2010, Vedanta a acquis les activités d’Anglo American dans le zinc et le plomb, avec les mines de Skorpion en Namibie (67 000 t de Zn en 2019-20) et Black Mountain en Afrique du Sud (27 943 t de Zn, 37 628 t de Pb, en 2019-20 et 5 016 t de Cu, 48 t de Ag, en 2017-18), détenue à 74 %. En Afrique du Sud, développe le projet de la mine de Gamsberg avec une production de 108 000 t en 2019-20 et des réserves prouvées et probables de 53,18 millions de t renfermant 6,63 % de Zn et 0,51 % de Pb.
  • Teck, a produit, en 2019, 640 100 t de zinc contenu dans des concentrés lors de l’exploitation des mines :
    • de Red Dod, en Alaska, avec 552 400 t,
    • Antamina, au Pérou avec une participation de 22,5 % d’une production de 303 300 t, soit 68 000 t,
    • Pend Oreille, aux États-Unis, dans l’État de Washington, avec une production de 19 400 t. Mi-2019, la production de cette mine a été suspendue.
  • Zijin Mining exploite des mines de zinc en Chine, en Russie et en Érythrée. A produit, en 2019, 374 068 t de zinc et 34 258 t de plomb.
    • Les mines chinoise sont celles de Wulagen dans le Xinjiang, à ciel ouvert, avec 90 048 t de Zn et de Miaogou en Mongolie Intérieure, souterraine, avec 75 335 t de Zn, ainsi que la mine souterraine de cuivre de Habahe Ashele dans le Xinjiang, détenue à 51 %, avec 11 070 t de Zn et 43 600 t de cuivre,
    • en Russie détient 70 % de la mine de Kyzyl-Tash Turk, dans la République de Tuva, avec 74 992 t de Zn,
    • en Erythrée exploite la mine à ciel ouvert de Bisha avec 121 260 t de Zn.
  • Nexa Resources détenu à 64,25 % par Votorantim, exploite :
    • au Pérou les mines de Cerro Lindo, avec, en 2019, une production de 126 310 t de zinc contenu, El Porvenir avec 54 689 t, Atacocha avec 16 668 t,
    • au Brésil, dans l’État du Minas Gerais, les mines de Vazante avec 139 041 t et de Morro Agudo avec 24 353 t.
  • Industrias Peñoles exploite, au Mexique, de nombreuses mines, avec, en 2019, une production de 292 291 t. Dans l’État de Durango, la mine de Velardeña a produit 82 482 t, dans l’État de Zacatecas, celles de Madero 41 541 t et de Sabinas 12 801 t, dans l’État de Chihuahua, celle de Bismark 24 751 t, dans l’État de Mexico, celle de Tizapa, détenue à 51 %, 38 138 t. Par ailleurs Industrias Peñoles détient 74,99  % de la société Fresnillo qui exploite des métaux précieux, au Mexique, dans 9 mines dont 4 produisant du zinc, avec 92 578 t.
  • Boliden exploite :
    • en Suède, les mines de Renstrom, Kristineberg, Kankberg et Mouliden qui ont produit 58 000 t de Zn, 4 000 t de Cu, 3 000 t de Pb, 40,9 t de Te, 75,1 t de Ag et 2,8 t de Au ainsi que les mines de Garpenberg avec 109 000 t de Zn, 700 t de Cu, 36 000 t de Pb, 257 t de Ag et 514 kg de Au et de Kylylahti avec 851 t de Zn, 4 826 t de Cu, 731 t de Ni, 425 t de Co et 480 kg de Au,
    • en Irlande, la mine de Tara avec 122 000 t de Zn, 16 000 t de Pb et 1,6 t de Ag.
  • La production de Sumitomo Corporation, société japonaise, provient principalement de la mine de San Cristobal, en Bolivie. Par ailleurs Sumitomo détient une participation de 10 % dans la mine de Tizapa, au Mexique.
  • MMG, détenu par le groupe chinois China Minmetals, exploite, en Australie, la mine de Dugald River, dans la province du Queensland, avec, en 2019, une production de 170 057 t de Zn et celle de Rosebery, en Tasmanie, avec 83 463 t de Zn.

Réserves mondiales : estimées, en 2019, à 250 millions de t en Zn contenu.

en milliers de t de Zn contenu
Australie 68 000 Kazakhstan 12 000
Chine 44 000 États-Unis 11 000
Mexique 22 000 Inde 7 500
Russie 22 000 Bolivie 4 800
Pérou 19 000 Suède 3 600
Source : USGS

Situation française : en 2019.

Production : Les mines, exploitées par Metaleurop, ont fermé en décembre 1991 pour les Malines (30) et en décembre 1993 pour St Salvy (81).

Commerce extérieur :

Les exportations étaient de 93 259 t avec comme principaux marchés à :

  • 39 % la Belgique,
  • 27 % la Norvège,
  • 19 % les Pays Bas,
  • 9 % la Finlande.

Les importations s’élevaient à 296 645 t en provenance principalement à :

  • 17 % de Bolivie,
  • 17 % d’Allemagne,
  • 9 % de Belgique,
  • 8 % du Mexique,
  • 7 % de Finlande.

Métallurgie de première fusion

Elle s’effectue en 2 étapes : un grillage est suivi par une réduction.

Grillage

Il est réalisé par chauffage, à 900 – 1100°C, en présence d’air, selon la réaction :

ZnS + 3/2 O2 = ZnO + SO2                         Δr298 = – 460 kJ/mole.

Des réactions parasites sont susceptibles de se produire, principalement, la formation de sulfate selon des réactions qui ont lieu à 500-600°C, le sulfate formé étant décomposé vers 900°C :

ZnO + SO2 + 1/2 O2 = ZnSO4

ZnS + 2 O2 = ZnSO4

Lorsque le concentré est riche en fer, ce qui est souvent le cas, il se forme des ferrites, oxydes mixtes de zinc et de fer, selon la réaction :

ZnO + 2 FeS + 7/2 O2 = ZnFe2O4 + 2 SO2

Ces ferrites sont insolubles dans l’acide sulfurique dilué utilisé lors des opérations hydrométallurgiques et leur présence a longtemps été un obstacle à ces opérations.

Les autres éléments métalliques qui accompagnent le zinc dans le concentré minier subissent le même type de transformation : les sulfures sont transformés en oxydes.

Le dioxyde de soufre formé, avec une teneur de 6 à 7 % dans le gaz évacué du grillage, est récupéré et transformé en acide sulfurique (jusqu’à 2 t de H2SO4/t de Zn). Ainsi, les producteurs de zinc, ainsi que ceux de plomb, sont également producteurs d’acide sulfurique. A l’usine d’Auby, en France, 99,5 % du SO2 produit lors du grillage est transformé en H2SO4 selon le procédé de contact à double catalyse, la production a été, en 2018, de 167 000 t d’acide pour une production de 155 000 t de zinc.

Le concentré de zinc, après grillage, est appelé calcine.

La réalisation industrielle du grillage dépend des procédés métallurgiques de réduction utilisés par la suite.

  • Si la réduction est effectuée par hydrométallurgie, il faut que la finesse initiale du concentré soit préservée afin de faciliter l’attaque acide. Il faut donc éviter tout frittage de la calcine et opérer plutôt à basse température (900-950°C). La présence de sulfate, en faible teneur, n’est pas gênante.
    Dans ce cas, un grillage en lit fluidisé est utilisé : les particules à griller sont mises en suspension dans de l’air qui est insufflé à travers des orifices, de 5 mm de diamètre, présents dans la sole du four. Le débit d’air est d’environ 10 m3/min/m2 de sole. La combustion a lieu vers 900-950°C. La teneur résiduelle en soufre, principalement sous forme de sulfate, est de 1,5 à 2 %. En France, lors du grillage de ses concentrés de zinc, l’usine Nyrstar d’Auby (59) utilise ce procédé (procédé Vieille Montagne – Lurgi qui est le plus répandu dans le Monde). Le four de grillage de Nyrstar à Balen, en Belgique, grille 850 t de concentrés/jour.
  • Si la réduction est effectuée par pyrométallurgie (qui concerne les concentrés riches en plomb), selon des techniques proches de celles du haut fourneau, il faut que la calcine puisse supporter la charge du four et donc posséder une bonne résistance mécanique à l’écrasement tout en restant poreuse pour que le monoxyde de carbone puisse la réduire. La calcine est agglomérée par frittage lors d’un grillage effectué à haute température (1000°C et plus). La teneur en soufre total (sous forme de sulfure et de sulfate) doit être la plus faible possible (< 0,5 %).
    Dans ce cas, un grillage sur machines Dwight et Lloyd est utilisé : ce type de grillage est également utilisé pour les concentrés de plomb qui sont, en général, réduits par pyrométallurgie. Les machines Dwight et Lloyd se présentent comme une bande sans fin de chariots mobiles munis de grilles, glissant sur des caissons étanches. L’air est soufflé à travers les grilles. La température de grillage est d’environ 1000°C (voir le chapitre consacré au plomb). La réaction de grillage étant très exothermique, afin d’éviter des températures trop élevées qui en faisant fondre le sulfure de plomb diminueraient la porosité de la charge, le concentré cru est dilué dans de la calcine déjà formée à des taux de 12 à 20 %.

Diaporama sur le grillage

Réduction

Elle est effectuée selon 2 procédés :

  • Hydrométallurgique qui concerne 90 % de la production.
  • Pyrométallurgique (ou procédé thermique).
Hydrométallurgie

Elle se déroule en 4 étapes.

Lixiviation : la calcine est attaquée par une solution diluée d’acide sulfurique (180 à 190 g/L). Cette solution est récupérée, à la fin de l’électrolyse, pour être recyclée en amont des opérations hydrométallurgiques. Elle contient également de 30 à 50 g/L d’ions Zn2+ qui n’ont pas été récupérés totalement par électrolyse et qui sont ainsi recyclés. La dissolution est effectuée vers 55 à 65°C, la chaleur étant apportée par la dissolution des oxydes. L’oxyde de zinc passe en solution selon la réaction représentée par l’équation chimique suivante :

ZnO + 2 H+ + SO42- = Zn2+ + SO42- + H2O

Les autres oxydes métalliques présents dans la calcine passent également en solution sauf l’oxyde de plomb qui donne du sulfate de plomb très peu soluble. Les métaux précieux, argent et or, restent insolubles ainsi que, en général, la gangue, si celle-ci est siliceuse.

La dissolution de ZnO et des autres oxydes se traduit par une consommation d’acide et donc par une augmentation de pH. Cette dissolution dure de 1 à 4 heures et de 75 à 90 % du zinc passe en solution. Le zinc qui reste insoluble est celui qui, lors du grillage, a formé, avec l’oxyde ferrique, des ferrites. Ce zinc est récupéré par une opération complémentaire.

Élimination des ions ferriques : lors de la lixiviation, appelée lixiviation neutre, le milieu est rendu oxydant par injection d’air ou de dioxygène ou par ajout de dioxyde de manganèse ou de permanganate de potassium afin, principalement, d’oxyder les ions Fe2+, éventuellement présents, en ions Fe3+. A ce stade, tous les ions Fe3+ ne sont pas dissous, une partie est incluse dans les ferrites insolubles. La solution passe, de façon continue, de cuves en cuves, le pH de la solution augmentant progressivement, par ajout de calcine, pour atteindre 5 dans la dernière cuve. A ce pH, l’hydroxyde ferrique précipite. Une décantation permet de séparer la solution des résidus insolubles.

Le résidu solide peut contenir, si le minerai de départ est riche en fer, une part importante du zinc initialement présent dans le minerai. Il est nécessaire de récupérer ce zinc en attaquant ce résidu, à chaud, vers 90-95°C, par la solution d’acide sulfurique provenant de l’électrolyse. Dans ces conditions, la ferrite est dissoute et les ions contenus, Fe3+ et Zn2+, passent en solution. Cette opération est appelée lixiviation acide.

Toute la difficulté de l’hydrométallurgie du zinc réside, pour les minerais riches en fer, ce qui est le cas de ceux actuellement exploités, dans l’élimination des ions ferriques. En effet, par élévation de pH, l’hydroxyde ferrique Fe(OH)3 précipite. Celui-ci peut être séparé d’une solution par décantation : c’est ce qui se produit lors de la « lixiviation neutre ». Mais, si on souhaite, et cela est le cas industriellement, récupérer au maximum les ions Zn2+ de la solution, il est nécessaire de filtrer et de laver le précipité. Or, l’hydroxyde ferrique est très difficile, sinon impossible industriellement, à filtrer. Pour résoudre cette difficulté, plusieurs procédés sont utilisés, le plus employé a été longtemps celui dit « à la jarosite », les jarosites formant une famille de composés de formule Fe6(OH)12(SO4)4M2 avec M = Na+, K+, NH4+, Ag+, H3O+… Le procédé le plus employé actuellement est celui dit « à la goethite ». La solution provenant de la lixiviation acide est traitée, à 95°C, par de la blende non grillée. Les ions Fe3+ sont réduits en Fe2+ selon la réaction :

2 Fe3+ + ZnS = 2 Fe2+ + Zn2+ + S

Le résidu solide, contenant le soufre formé et la blende non dissoute, réintègre le circuit de traitement en amont du grillage.

Le pH de la solution est augmenté, par ajout de calcine, pour atteindre environ 3, en présence de dioxygène pur ou d’air afin d’oxyder les ions Fe2+. La réaction mise en jeu est la suivante :

4 Fe2+ + 4 ZnO + O2 + 2 H2O = 4 FeO(OH) + 4 Zn2+

Les ions Fe3+ précipitent sous forme de goethite FeO(OH) et sont ainsi éliminés de la solution qui contient moins de 1 g/L d’ions Fe3+.

La solution issue de la lixiviation acide réintègre le circuit de traitement, en amont de la « lixiviation neutre ». En même temps que les ions ferriques, les éléments suivants sont éliminés par précipitation : Al, Ga, In, Sb, Sn, As et Ge.

Purification de la solution : après lixiviation, dans la solution, outre Zn2+, les ions suivants sont encore présents : Cu2+, Cd2+, Ni2+, Co2+, Mn2+. L’élimination de la plupart d’entre eux est effectuée par réduction à l’aide de poudre de zinc. L’emploi de zinc permet d’éviter l’introduction d’ions étrangers. Les ions Mn2+, non réduits, resteront en solution, mais par contre, les autres ions seront réduits selon la réaction, avec M = Cu, Cd, Ni, Co :

Zn + M2+ = Zn2+ + M

Les ions Cu2+ et Cd2+ sont très facilement réduits, cela est plus difficile pour Ni2+ et Co2+ qui demandent la présence d’activateurs et une température de 75 à 95°C. Ces métaux se déposent sur les particules de zinc, d’environ 30 micromètres de diamètre, en excès. La quantité de zinc utilisée dépend de la teneur en impuretés, elle varie de 16 à plus de 100 kg/t de zinc produit. Cette opération de purification, appelée cémentation, est réalisée, en continu, durant plusieurs heures (de 1 à 8 h). Une filtration sur toile très fine permet de récupérer les particules de zinc enrobées par les métaux déposés. Ce solide, appelé cément, est traité afin de récupérer les métaux contenus et en particulier le zinc.

La teneur finale de la solution est, en général, pour chacun des ions Cu2+, Cd2+, Ni2+ et Co2+ inférieure à 0,5 mg/L. La solution de Zn2+, est ainsi purifiée des ions susceptibles de se déposer, par électrolyse, en même temps que Zn.

Électrolyse : elle est réalisée, dans des cuves en ciment revêtue de PVC, vers 30 à 40°C. La solution contient initialement de 125 à 170 g/L de Zn2+.

Les anodes sont en alliage de plomb contenant de 0,5 à 1 % de Ag inattaquable en milieu sulfate, les cathodes sont en aluminium. L’intérêt de l’emploi de cathodes en aluminium réside dans le fait que celui-ci, au pH utilisé – vers 5, est recouvert par une couche d’alumine qui évite le contact direct du zinc déposé avec l’aluminium et ainsi la formation à l’interface d’un alliage qui empêcherait la récupération facile du zinc sans détérioration de la cathode.

La tension est comprise entre 3,2 et 3,7 V, avec une densité de courant de 400 à 700 A/m2. L’intensité atteint jusqu’à 115 000 A.

Le zinc se dépose sur la cathode d’où il est décollé toutes les 24, 48 ou 72 heures par pelage (ou stripping). La production, par cellules qui contiennent jusqu’à 86 cathodes de 1,6 m2, peut atteindre 3 t/jour. La consommation d’énergie est de 3 000 à 3 500 kWh/t de Zn produit. Le zinc obtenu très pur (99,995 %) contient moins de 50 ppm d’impuretés, la principale étant le plomb. Il n’a pas besoin de subir un raffinage ultérieur. Les ions Mn2+ qui restent dans la solution s’oxydent en MnO2 sur l’anode en plomb.

La solution, après épuisement partiel (au 2/3) des ions Zn2+ et régénération de l’acide à l’anode, avec dégagement de dioxygène, est recyclée en amont des lixiviations neutre et acide.

Diaporama sur l’hydrométallurgie

Pyrométallurgie

Concerne les minerais riches en plomb et en autres impuretés métalliques valorisables. La réduction a lieu dans des fours horizontaux ou verticaux par réduction avec le carbone ou selon le procédé Imperial Smelting par réduction avec le dioxyde de carbone (voir le chapitre consacré au plomb). Un raffinage du zinc d’œuvre (à 98,5 %) ainsi obtenu est nécessaire. La difficulté principale de la pyrométallurgie du zinc réside dans la température d’ébullition du zinc, 907°C, inférieure aux températures de réduction possibles thermodynamiquement avec le carbone ou le monoxyde de carbone. Le zinc, à l’état gazeux, peut ainsi être rapidement réoxydé par le monoxyde ou le dioxyde de carbone formé lors de son refroidissement. En conséquence, la vapeur doit être refroidie le plus rapidement possible (voir les diagrammes d’Ellingham dans le diaporama ci-dessous). La réduction par le carbone est cinétiquement facilitée par la formation de zinc gazeux mais le chauffage du four doit être réalisé par l’extérieur de ce dernier afin d’éviter que les produits de la combustion, en particulier le dioxyde de carbone, réoxydent le zinc.

Le raffinage est réalisé par distillations fractionnées selon le procédé New Jersey. Le plomb est éliminé dans une première colonne, puis le cadmium dans une seconde (température d’ébullition de Cd : 767°C). On obtient du zinc à 99,99 % qui est coulé en lingots de 25 kg.

Diaporama sur la pyrométallurgie

Productions métallurgiques

Primaires et secondaires, en 2019. Monde : 13,488 millions de t, Union européenne : 1,616 million de t.

en milliers de t. Monde
Chine 6 171 Japon 525
Corée du Sud 865 Australie 468
Inde 712 Pérou 344
Canada 648 Kazakhstan 318

Source : ILZSG

Commerce international du zinc brut : en 2019.

Exportations : sur un total mondial de 5,328 millions de t.

en milliers de t
Corée du Sud 551 Australie 391
Canada 551 Pérou 276
Pays Bas 502 Finlande 242
Espagne 484 Burkina Faso 231
Belgique 394 Kazakhstan 200

Source : ITC

Les exportations de la Corée du Sud sont destinées à la Chine pour 24 %, à l’Inde pour 19 %, au Vietnam pour 13 %.

Importations : sur un total mondial de 5,448 millions de t.

en milliers de t
États-Unis 754 Belgique 251
Chine 692 Taipei chinois 239
Pays Bas 424 Italie 207
Allemagne 403 France 177
Turquie 265 Vietnam 163

Source : ITC

Les importations des États-Unis proviennent à 69 % du Canada, 19 % du Mexique, 8 % du Pérou.

Principaux producteurs mondiaux, en 2019.

en milliers de t
Korea Zinc Group (Corée du Sud) 1 626 Boliden (Suède) 486
Glencore (Suisse) 978 Shaanxi Non ferrous Metals (Chine) 350
Nyrstar (Belgique) 970 Hechi Nanfang (Chine) 330
Hindustan Zinc (Inde) 688 Teck Resources (Canada) 287
Nexa Resources (Brésil) 584 Industrias Peñoles (Mexique) 384
Sources : Boliden et rapports des sociétés
  • Korea Zinc Group, produit :
    • en Corée du Sud, à Onsan, avec, en 2019, 650 100 t de Zn, 431 000 t de Pb, 25 800 t de Cu, 2 071 t de Ag et 9 t de Au et à Sukpo, avec 400 000 t/an de Zn par sa filiale Young Poong,
    • en Australie, par sa filiale Sun Metals Company, à Townville, dans le Nord Queensland, avec 230 000 t/an.
  • En 2018, la production de Nyrstar, filiale à 98,5 % du groupe de négoce Trafigura, a été de 1,064 million de t de zinc, 1,364 million de t d’acide sulfurique, 160 000 t de plomb, 4 300 t de cuivre, 42,6 t d’indium, 423 t d’argent, 2,27 t d’or. La production de zinc est réalisée dans les usines :
    • de Balen/Overpelt (Belgique) avec 275 000 t,
    • Hobart (Australie) avec 265 000 t,
    • Budel (Pays-Bas) avec 268 000 t,
    • Clarksville (Tennessee, États-Unis) avec 101 000 t,
    • Auby (France) avec 155 000 t.
    • Par ailleurs, Nyrstar possède des participations dans des usines chinoises, en particulier à Kunming (Yunnan).
  • En 2019, Glencore a produit :
    • au Kazakhstan, à Ust Kamenogorsk et Ridder, 172 500 t de zinc, avec sa filiale Kazzinc,
    • en Italie, en Sardaigne, à Portovesme, avec une capacité de 140 000 t/an,
    • en Espagne, à San Juan de Nieva, avec 507 915 t,
    • en Allemagne, à Nordenham, avec 133 000 t/an,
    • en Argentine, à Santa Fé, avec 26 100 t de zinc,
    • au Canada, province du Québec, à Salaberry-de-Valleyfield, avec la raffinerie CEZ (Canadian Electrolytic Zinc) et une part de 25 % d’une production, en 2019, de 262 965 t.

Principales usines :

en milliers de t de capacités annuelles de production
Onsan (Korea Zinc), Corée du Sud 645 Sukpo (Korea Zinc), Corée du Sud 400
Chanderiya (Hindustan Zinc), Inde 558 Cajamarquilla (Nexa Resources), Pérou 342
San Juan de Nieva (Glencore), Espagne 504 Mian Xian (Shaanxi Non ferrous Metals), Chine 340
Zhuzhou (Minmetals), Chine, Hunan 420 Trail (Teck), Canada 310
Sources : Hindustan Zinc et rapports des sociétés

L’usine de Chanderiya, exploitée par Hindustan Zinc, possède une capacité de production de 480 000 t/an par hydrométallurgie et 105 000 t/an par pyrométallurgie. En 2019-20, la production a été de 425 780 t de zinc et 94 916 t de plomb.

L’usine de San Juan de Nieva, en Espagne, exploitée par l’Asturiana de Zinc, propriété du groupe Glencore, est l’usine de production de zinc la plus importante en Europe avec, en 2019, 507 915 t.

Recyclage

Métallurgie de seconde fusion (affinage) : le zinc obtenu est appelé secondaire.

Le zinc récupéré après usage ainsi que les chutes et déchets des usines métallurgiques sont soit réutilisés directement, soit réemployés après refusion (c’est le cas, par exemple, des alliages de fonderie) soit encore retraités en suivant le circuit de la métallurgie de 1ère fusion (c’est le cas, en particulier, des oxydes de zinc).

Le zinc recyclé représente 40 % de la consommation mondiale. En 2019, aux États-Unis, la production de zinc secondaire est de 30 000 t, à côté d’une production primaire de 90 000 t. Dans ce pays, en 2019, le recyclage représente 25 % de la production. En Europe de l’ouest, le zinc utilisé comme couverture de toitures et pour recueillir les eaux pluviales est recyclé à 90 % ce qui représente 110 230 t/an.

Le zinc contenu dans les laitons (600 000 t de Zn/an) est recyclé par l’industrie du cuivre.

Le zinc de galvanisation se retrouve dans les ferrailles recyclées par la sidérurgie et peut être récupéré par traitement des poussières des aciéries électriques dans lesquelles Zn est sous forme de ZnO. 1 t d’acier produit 20 kg de poussières contenant de 15 à 30 % de Zn.

L’usine Recytech, détenue à 50 % par Recylex, à Fouquières-lez-Lens (62) traite, dans un four tournant selon le procédé Waelz, des poussières d’aciéries électriques, de fonderies et d’autres résidus zincifères pour récupérer, principalement de l’oxyde brut, appelé oxyde Waelz, contenant de 50 à 60 % de ZnO. La réduction est effectuée à l’aide de carbone, vers 1200°C. Le zinc se volatilise puis se réoxyde lors de son refroidissement. Cet oxyde est destiné à alimenter les usines de production de zinc raffiné. Recylex recycle également des poussières d’aciéries électriques et des déchets zincifères à Goslar-Oker, en Allemagne. Le groupe, en 2018, a produit 74 300 t d’oxydes Waelz à partir de poussières d’aciéries électriques et 24 500 t d’oxyde de zinc.

Situation française

Productions :

  • Zinc primaire raffiné, en 2018 : 155 000 t.
  • Zinc recyclé, en 2007 : 75 000 t.

Commerce extérieur : en 2019.

Exportations :

  • Zn brut autres que déchets et poussières : 57 406 t vers la Belgique à 88 %, les Pays Bas à 8 %.
  • Déchets : 84 539 t vers la Belgique à 30 %, l’Italie à 27 %, les Pays Bas à 22 %, la Chine à 5 %.
  • Poussières : 1 621 t vers la Belgique à 75 %, le Royaume Uni à 19 %.

Importations :

  • Zn brut autres que déchets et poussières : 131 295 t des Pays Bas à 41 %, d’Espagne à 17 %, d’Allemagne à 12 %, de Belgique à 8 %.
  • Déchets : 72 908 t à 86 % d’Espagne, 3 % de Belgique.
  • Poussière : 5 738 t de Belgique à 68 %, des Pays Bas à 29 %.

Usines :

Hydrométallurgie et grillage à Auby (59) par le groupe Nyrstar. La production a été de 155 000 t de zinc, de 42,6 t d’indium et de 167 000 t d’acide sulfurique.

Recyclage avec Recytech (détenu 50/50 par Befesa Steel Service et Recylex) à Fouquières-lez-Lens (62) qui recycle les poussières d’aciéries électriques, de fonderies et d’autres résidus zincifères. En 2018, le traitement de 92 700 t de poussières et résidus de zinc a donné 47 000 t d’oxyde brut (oxyde Waelz).

Utilisations

Consommations mondiales : en 2019. Monde : 13,720 millions de t, Union européenne, en 2014 : 2,361 millions de t.

en milliers de t
Chine 6 597 Allemagne 444
États-Unis 937 Belgique, en 2016 347
Inde 661 Italie, en 2016 275
Corée du Sud 487 France, en 2016 215
Japon 463 Mexique, en 2016 210
Source : ILZSG

La consommation mondiale était de 3 millions de t en 1959 et de 10,57 millions de t, en 2005.

Répartition de la consommation :

Monde, en 2014 États Unis en 2016 France, en 2007
Galvanisation 50 % 86 % 49 %
Laiton et bronzes 17 % 7,4 % 11 %
Autres alliages (Zamak…) 17 % 5,8 %
Demi produits 6 % 1 % 35 %
Usages chimiques 6 % 4 %
Autres produits 4 % 1 %
Sources : USGS et ILZSG

En Chine, en 2017, la galvanisation représente 60 % des utilisations, les alliages autres que le laiton, 15 %, l’oxyde de zinc, 12 %, le laiton, 9 %, les batteries, 3 %.

En France, la production de demi-produits représente une part importante de la production, liée à l’utilisation importante des feuilles de zinc dans le bâtiment.

Dans le monde, en 2013, 45 % du zinc produit est employé dans la construction, 25 % les transports, 23 % l’électricité, l’électronique et les biens de consommation, 7 % les équipements industriels.

Principales utilisations :

Revêtements anticorrosion dans l’acier zingué, voir ce chapitre. On estime que 10 % de la production mondiale d’acier est zinguée (80 % galvanisée, 20 % électrozinguée).

  • Bâtiment : outre les utilisations dans l’acier galvanisé (avec parfois des revêtements à l’aide des alliages 55 % Al, 43,5 % Zn, 1,5 % Si ou 95 % Zn, 5 % Al, utilisés pour les toitures de bâtiments industriels), le zinc est utilisé pur ou faiblement allié. Le zinc est protégé de la corrosion par une couche passive de carbonate-hydroxyde de zinc (2ZnCO3,3Zn(OH)2). La vitesse moyenne annuelle de corrosion est de 1 micromètre en atmosphère rurale et de 10 micromètres en atmosphère industrielle. L’épaisseur moyenne du zinc laminé est de 0,7 mm. Des ajouts de Cu (0,1 % minimum) et Ti (0,05 % minimum) permettent de diminuer le coefficient de dilatation du zinc. Paris couvre ses toits, depuis le baron Haussmann, de zinc laminé : 5 millions de m2 de surface.
  • Laitons : alliages avec Cu : 5 à 40 % de Zn (voir le chapitre alliages de cuivre). Le cuivre contenu dans le laiton confère à celui-ci un pouvoir bactéricide.
  • Fonderie : les alliages « Zamak » (ZA4G, ZA4U1G, ZA4U3G) contenant de 3,9 à 4,3 % de Al, ainsi que Cu jusqu’à 3,5 % et Mg jusqu’à 0,06 % représentent 90 % de la production d’alliages de zinc de fonderie. Autres alliages de fonderie : ZA 8, ZA 27, Ilzro 12, Kayem. Dans les automobiles les pompes à essence sont en Ilzro. Dans un véhicule automobile moyen, de type européen, entre 10,2 kg de zinc dont 4,9 kg d’alliages, 3,2 kg dans le zingage des tôles et 0,5 kg dans les pneus.

Autres applications :

  • Anodes sacrificielles : 450 t/an en France pour protéger les coques de navires, les citernes enterrées…
  • Poussière de zinc : pour la fabrication de l’aniline, la stabilisation de matières plastiques, la cémentation de métaux précieux, la purification ultime des solutions d’électrolyse (voir le paragraphe hydrométallurgie), comme agent réducteur dans la fabrication des hydrosulfites de sodium et de la formaldéhyde, comme revêtement protecteur de l’acier dans les procédés dits de matoplastie et de shérardisation.
  • Sel, poudre et zinc laminé : pour les anodes des piles salines et alcalines. Dans ces piles, le pôle positif est relié à un mélange de dioxyde de manganèse et de carbone (voir le chapitre consacré au manganèse). Les solutions d’électrolyte sont gélifiées (par de l’amidon) afin d’obtenir des piles sèches. Le pôle négatif est en zinc dont l’état dépend du type de pile.
    Dans le cas des piles salines cylindriques, dans lesquelles l’électrolyte est soit du chlorure de zinc pur soit une solution fortement concentrée de ZnCl2 et de NH4Cl, le pôle négatif est constitué par un alliage de zinc (avec ajouts de Pb : 0,2 %) sous forme de godet. Le pôle positif est axial.
    Dans le cas des piles alcalines, dans lesquelles l’électrolyte est KOH, le pôle négatif, axial, est constitué par un crayon de zinc entouré d’un aggloméré de poudre de zinc et est en contact avec la partie inférieure de la pile. Le boîtier, en acier, constitue le pôle positif.
  • Au début des années 80, aux États-Unis, les pièces de 1 cent qui étaient traditionnellement en cuivre ont été remplacées, par soucis d’économies, par des pièces de zinc recouvertes de Cu. La consommation de ces pièces est particulièrement importante, plusieurs milliers de t/an, du fait de la tradition de jeter ces pièces dans les fontaines.
  • Agriculture : on estime que la moitié des sols agricoles ont un déficit en zinc. En 2015, la consommation mondiale de zinc est de 255 000 t dont 160 000 t en fertilisation, le reste dans l’alimentation animale. Dans ce secteur le sulfate de zinc représente 66 % de la consommation (77 % en fertilisation, 23 % en alimentation animale), l’oxyde de zinc représentant 34 % de la consommation (40 % en fertilisation, 60 % en alimentation animale). Les consommations en fertilisation en 2015, sont les suivantes :
en tonnes de zinc
Inde 60 000 t Europe 12 500 t
Chine 52 400 t Australie 12 400 t
Reste de l’Asie 49 500 t Afrique 10 000 t
Amérique du Nord 41 700 t Europe de l’est et Asie centrale 3 000 t
Amérique latine 15 600 t

Source : IZA

  • Organisme humain : les besoins sont de 12 à 15 mg/j nécessaires à l’activité de plus de 300 enzymes. L’organisme d’un homme de 70 kg contient de 2 à 3 g de zinc. Sa déficience entraîne en particulier, le nanisme… 1/3 de la population mondiale est affectée par un déficit en zinc ce qui entraîne 800 000 morts/an dans le monde.

Oxyde de zinc : préparé, par oxydation de produits de récupération et de déchets de zinc après vaporisation du zinc (procédé français) ou par réduction de concentrés miniers et combustion du zinc formé (procédé américain) ou encore par précipitation puis calcination à partir de solutions. Il entre dans la fabrication des caoutchoucs et pneumatiques car il accélère la vulcanisation, dans l’agriculture et l’alimentation animale (oligo-élément), en pharmacie (élément cicatrisant, crèmes pour protection UV), dans les varistances, les émaux et céramiques, les parafoudres moyenne tension du réseau électrique de l’EDF. En 2015, la production mondiale est de 1,6 million de t.

Umicore est un producteur important, avec 70 000 t/an, en Belgique, à Zolder, aux Pays Bas, à Eijsden, en Norvège, à Larvik, en Inde, à Goa.

Secteurs d’utilisation de ZnO : dans le monde, en 2015.

Pneumatiques et caoutchoucs 56 % Agriculture 7 %
Céramiques et verres 19 % Peintures 3 %
Produits chimiques 8 %

Source : IZA

 

 

Or

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structures cristallines Rayon métallique pour la coordinence 12
79 197,0 g.mol-1 [Xe] 4f14 5d10 6s1 cubique à faces centrées de paramètre a = 0,4078 nm 144,2 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
19,3 g.cm-3 2,5 1 064,43°C 2 807°C 45,2.106 S.m-1 317 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling E° : Au2O3(s) + 6H+ + 6e = 2Au(s) + 3 H2O E° : Au(OH)3(s) + 3H+ + 3e = Au(s) + 3H2O pKs : AuOH pKs : Au(OH)2
2,54 1,36 V 1,45 V 19,1 44

Données thermodynamiques

Or cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 47,4 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 25,4 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 12,7 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 310,6 kJ.mol-1
Or gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 366,2 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 326,5 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 180,5 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 20,8 J.K-1mol-1

Données industrielles

Matières premières

La teneur moyenne de l’écorce terrestre est de 0,005 ppm (5 ppb). L’eau de mer contient de 1 à 10 mg d’or/m3.

Minerais : leurs teneurs sont, en moyenne, de 0,5 à 20 ppm (ou g/t) et elles peuvent être plus importantes, par exemple, 120 ppm dans la partie souterraine de la mine de Porgera en Papouasie-Nouvelle Guinée lors du début de son exploitation. Lorsque l’or est récupéré comme sous-produit d’autres métaux, les teneurs peuvent être nettement plus faibles : l’or à une teneur de 0,16 ppm, associé à du cuivre, est récupéré dans la mine de Bingham Canyon (Utah, États-Unis). En 2019, les productions de cette mine, exploitée par Rio Tinto, ont été de 186 800 t de Cu, 11 200 t de Mo, 87,6 t de Ag et 7,3 t de Au. En un siècle, la production de cette mine a été de plus de 500 t d’or. Les réserves prouvées et probables sont de 612 millions de t de minerai renfermant 0,43 % de Cu, 0,034 % de Mo, 2,04 g/t de Ag et 0,16 g/t de Au.

Dans les minerais, l’or est très souvent présent sous forme métallique (état natif), fréquemment allié à l’argent, souvent au cuivre, parfois au bismuth et à l’uranium. Les minerais sont classés en fonction des autres composés associés à l’or, la présence de ces composés pouvant entraîner des difficultés de traitement. On distingue l’or libre, inclus ou non dans d’autres minéraux, de l’or associé à des sulfures de fer (pyrite : FeS2, pyrrhotite : Fe1-xS), de l’or associé à des sulfures d’arsenic (arsénopyrite ou mispickel : FeAsS) ou d’antimoine (stibine : Sb2S3). L’or associé à des sulfures de cuivre, nickel, zinc ou plomb est récupéré comme coproduit des métallurgies correspondantes.

L’or libre se trouve dans des filons (en général riches en quartz), des chapeaux oxydés de minerais sulfurés ou des alluvions, sous forme de placers (dans ce cas, l’or est sous forme de paillettes ou de pépites) : le Witwatersrand d’Afrique du Sud est un placer fossile. Le plus gros amas d’or trouvé (mêlé à du quartz), la « plaque de Holterman », a été trouvé en 1872 à Hill End (Australie) : 1,42 m de long, 235 kg. La plus grosse pépite, « Welcome Stranger », a été trouvée à Black Lead (Australie), en 1869 : 71 kg d’or. En France, la plus grosse pépite conservée pèse 543 g. Elle a été trouvée aux Avols (07) et a été vendue, en 1911 au musée de l’Université Harvard (Massachusetts, États-Unis). En France, l’orpaillage artisanal produit, officiellement, de 2 à 3 t/an, principalement en Guyane.

Les découvertes de gisements d’or ont donné lieu à de nombreuses ruées vers l’or :

  • 1721 dans le Mato Grosso puis en 1735 dans le Goias (Brésil).
  • 1838 dans les alluvions de la Tchara, en Transbaïkalie (sud de la Sibérie).
  • 1848 à Colonna en Californie : les 2 premières années, l’or trouvé a rapporté 3 fois le prix payé par les États-Unis au Mexique pour la cession de la Californie. La production totale a été de 1 500 t. La ruée s’est poursuivie ensuite au Nevada, puis au Colorado.
  • 1851 en Nouvelle Galle du Sud (Australie).
  • 1884, découverte du plus important gisement de tous les temps : le Witwatersrand, près de Johannesburg (Afrique du Sud). La ruée a eu lieu en septembre 1888. A fourni depuis sa découverte et jusqu’en 2006 : 50 627 t d’or.
  • 1886 dans la rivière Klondike (Yukon, Canada), célébrée par J. London puis C. Chaplin. La production a été de 280 t.
  • 1898 près du détroit de Behring en Alaska, production de 230 t.
  • 1980 à Morro da Babilonia, Serra Pelada, dans l’état de Para (Brésil). En 1982, 30 000 orpailleurs et porteurs étaient entassés sur 1 km2.

Exploitations minières : environ 400 mines d’or sont en cours d’exploitation dans le monde. Quelques exemples :

  • Mine de Grasberg : située dans la partie indonésienne de l’île de Nouvelle Guinée et exploitée par la société PT Freeport Indonesia détenue à 48,76 % par Freeport McMoRan Copper et à 51,24 % par l’État indonésien. La production a été, en 2019, de 26,8 t d’or et 565 000 t de cuivre. Située entre 2 500 et 4 200 m d’altitude, elle comprend 3 mines souterraines en exploitation : Grasberg Block Cave (GBS), Deep Ore Zone (DOZ) et Big Gossan. La production de la mine à ciel ouvert qui a débuté en 1990 s’est terminée en 2019 après avoir produit 12,2 millions de t de cuivre et 1 431 t d’or. Les réserves prouvées et probables sont, fin 2019, pour DOZ de 29 millions de t renfermant 0,50 % de Cu, 0,48 g/t de Au et 2,46 g/t de Ag, celles de Big Gossan de 55 millions de t renfermant 2,33 % de Cu, 0,97 g/t de Au et 14,04 g/t de Ag. Par ailleurs les réserves prouvées et probables de GBS sont de 959 millions de t de minerai contenant 0,97 % de cuivre, 0,73 g/t d’or et 3,67 g/t d’argent et celles d’un gisement (DMLZ) se situant sous DOZ sont de 429 millions de t de minerai contenant 0,92 % de cuivre, 0,75 g/t d’or et 4,40 g/t d’argent. Les concentrés sont exportés par le port d’Amanapare.
  • Mine de Yanacocha : située dans les Andes péruviennes, entre 3 500 et 4 100 m d’altitude, elle est exploitée par la société Minera Yanacocha qui est détenue à 51,35 % par Newmont, 43,65 % par la Compania de Minas Buenaventura et 5 % par Sumitomo Corporation. L’exploitation qui a débuté en 1993, comporte 7 mines à ciel ouvert, 4 aires de lixiviation et 3 usines de traitement des minerais. Les réserves prouvées et probables sont, fin 2019, de 125,5 millions de t de minerai contenant 0,87 g/t d’or, 12,7 g/t de Ag et 0,63 % de Cu. La production est, en 2019, de 16,4 t d’or.
  • Mine de Porgera en Papouasie-Nouvelle Guinée : ouverte en 1990, la mine, située entre 2 200 et 2 700  m d’altitude, est exploitée par Barrick qui en détient 47,5 % à égalité avec le groupe chinois Zijin Metal et 5 % par Mineral Resources Enga. La production, en 2019, est de 18,5 t d’or. Les réserves prouvées et probables sont estimées à 31,6 millions de t de minerai renfermant 4,81 g/t d’or.

Principales mines exploitées selon leur production de 2019 :

en tonnes d’or contenu
Muruntau (Ouzbekistan) 62,2 Lihir (Papouasie Nll. Guinée) 27,4
Olimpiada (Russie) 43,2 Cadia Hill (Australie) 27,1
Carlin (États-Unis) 40,9 Grasberg (Indonésie) 26,8
Pueblo Viejo (République Dominicaine) 30,6 Kibali (R.D. du Congo) 25,3
Cortez (États-Unis) 30,0 Loulo Gounkoto (Mali) 22,2

Sources : Mines and Metals et rapports des sociétés

Productions minières

En 2019. Monde : 3 463,7 t, Union européenne (Suède, Finlande, Bulgarie…), en 2018 : 30,4 t.

en tonnes d’or contenu
Chine 383,2 Pérou 143,3
Russie 329,5 Ghana 142,4
Australie 325,1 Afrique du Sud 118,2
États-Unis 200,2 Mexique 111,4
Canada 182,9 Brésil 106,9

Source : Refinitiv, GFMS Gold Survey

En 2007, la Chine est devenue premier producteur mondial, devançant l’Afrique du Sud qui a été n°1 mondial pendant 102 années consécutives. En Chine, en 2014, la production des mines d’or représente 81,5 % de la production, celle des coproductions d’autres métaux non ferreux, 18,5  %.
Depuis la préhistoire, la production mondiale totale d’or serait de l’ordre de 200 000 t, dont :

en tonnes
avant la fin de l’empire romain 10 000 t au XIXème siècle 12 000 t
au Moyen Age 2 500 t de 1900 à 1996 110 500 t
au XVII – XVIIIème siècle 4 000 t de 1997 à 2018 60 500 t

Les 2/3 de la production mondiale depuis la préhistoire ont été extraits ces 50 dernières années. 32 % de cette production (50 627 t entre 1884 et 2006) provient du Witwatersrand sud-africain. Le maximum de la production sud-africaine a été atteint en 1975 avec près de 1 000 t soit, à l’époque, 67 % de la production mondiale.

La productivité annuelle varie de 1,7 kg par employé en Afrique du Sud à 41,7 kg/employé en Australie. En Afrique du Sud, les exploitation sont essentiellement souterraines alors qu’elles sont principalement à ciel ouvert en Australie.

Production minière d’Afrique du Sud :

Les gisements sont situés dans le Witwatersrand, à 1 500 m d’altitude. Il y a 2,5 milliards d’années (archéen), l’or charrié par des rivières s’est déposé dans les 50 000 km2 d’une mer intérieure. Le gisement forme un arc de cercle de 480 km de long à cheval sur le Transvaal et l’État d’Orange. Les paillettes d’or sont présentes dans des bancs conglomératiques, appelés reefs. Les profondeurs atteintes sont, en moyenne, comprises entre 1 000 et 4 000 m sous la surface du sol avec des records à 4 121 m pour la mine de Driefontein et 4 020 m pour celle de Kloof. Les mines en activité ont employé, en 2006, 159 984 mineurs (le maximum a été de 537 000 en 1987).
La raffinerie Rand Refinery, détenue à 42,41 % par AngloGold Ashanti, 33,15 % par Sibanye Stillwater, 11,3 % par DRD Gold, 10 % par Harmony et 2,76 % par Gold Fields, à Germiston, transforme principalement le doré produit par les installations minières en produits raffinés. Elle traite l’ensemble de la production du pays et la plus grande partie de celle-ci est achetée par la banque centrale d’Afrique du Sud qui la vend ensuite sur le marché mondial. La raffinerie affine également 75 % de la production africaine hors Afrique du Sud. Depuis 1920, elle a raffiné 50 000 t d’or soit environ le tiers de la production mondiale.

De 1868 à 1995, 80 000 mineurs ont péri dans les mines d’or (424 morts en 1994). En 1984, la production d’une once d’or, nécessitait l’extraction de 3,3 t de minerai, 39 heures de travail, 5,4 m3 d’eau, 572 kWh, 12 m3 d’air comprimé. Les mines d’or sud africaines consommaient 18 milliards de kWh soit 1/5 de la production d’Afrique du Sud et 1/10 de la production du continent africain.

  • Sibanye Stillwater, société issue, en février 2013, de Gold Fields, a produit, en 2019, 29,0 t d’or en exploitant en Afrique du Sud, les mines de Driefontein, avec une production de 5,155 t, Kloof, avec 10,863 t, Beatrix, avec 6,118 t et Cooke, avec 1,291 t. Possède par ailleurs une participation de 38,05 % portée à 50,1 % en 2020 dans DRDGold avec une part de 5,582 t d’or. Co-produit de l’uranium avec 55,3 t d’oxyde d’uranium U3O8, en 2015. Les réserves prouvées et probables sont de 269 millions de t de minerai renfermant 1,3 g/t d’or.
  • La société AngloGold Ashanti a produit, en Afrique du Sud, en 2019, 13,1 t. Les opérations minières ont lieu dans la région de West Wits avec la mine de Mponeng et 7,6 t. Par ailleurs, l’exploitation en surface de terrils a donné 5,5 t. La mine de Kopanang, a également produit de l’oxyde d’uranium : 363 t d’oxyde U3O8 en 2017. La vente de ces dernières activités en Afrique du Sud a été annoncée pour 2020. Voir plus loin pour les productions hors Afrique du Sud.
  • La société Harmony, a produit, en 2019, en Afrique du Sud, 33,0 t, dans les mines de Doornkop, avec 2,994 t, Kusasalethu, avec 3,015 t, Bambanani, avec 2,132 t, Joel, avec 1,391 t, Masimong, avec 1,999 t, Target, avec 2,244 t, Tshepong, avec 7,293, Moab Khotsong, avec 6,592 t, Unisel, avec 0,982 t et les opérations de surface avec 4,349 t dont Kalgold, avec 1,153 t. Les réserves prouvées et probables, en Afrique du Sud, sont  56,9 millions de t renfermant 5,87 g/t de Au pour les exploitations souterraines et 801 millions de t de minerai renfermant 0,26 g/t d’or pour les exploitations de surface. Produit également de l’or en Papouasie Nouvelle Guinée, à Hidden Valley, avec 4,872 t en 2019, et des réserves prouvées et probables en Papouasie Nouvelle Guinée de 217 millions de t de minerai renfermant 0,91 g/t d’or.
  • La société Gold Fields a produit, en Afrique du Sud, avec la mine souterraine de South Deep, 6,905 t, en 2019. Les réserves prouvées et probables sont de 183 millions de t à 5,57 g/t. Voir plus loin pour les productions hors Afrique du Sud.
  • DRD Gold, traite des terrils accumulés au cours des exploitations antérieures et a produit, en 2019, 4,977 t d’or et possède des réserves prouvées et probables de 557 millions de t renfermant 0,32 g/t d’or.

Production minière des États-Unis : 27 mines donnent 99 % de la production. Celle-ci provient à 72 % du Nevada et 12 % d’Alaska.

En juillet 2019, les mines exploitées au Nevada par Barrick et celles exploitées par Newmont ont été regroupées dans une joint venture, Nevada Gold Mines (NGM), détenue à 61,5 % par Barrick et 38,5 % par Newmont. En 2019, la production a été de 86 t d’or avec des réserves prouvées et probables de 240,9 millions de t renfermant 2,39 g/t d’or. Les mines regroupées sont celles de Cortez-Goldstrike, Carlin, Turquoise Ridge, Phoenix et Long Canyon. Le complexe minier de Carlin regroupe diverses mines à ciel ouvert et souterraines dont celle de Goldstrike avec une production, en 2019, de 40,435 t et des réserves prouvées et probables de 120 millions de t renfermant 3,32 g/t d’or. Le complexe minier de Cortez a donné, en 2019, 29,953 t d’or avec des réserves prouvées et probables de 69 millions de t renfermant 2,77 g/t d’or.

  • Barrick exploitait par ailleurs, dans le Montana, la mine de Golden Sunlight dont la production a été suspendue en 2019.
  • Newmont, exploite par ailleurs, dans le Colorado, la mine de Cripple Creek & Victor (CC&V) avec, en 2019, une production de 10,0 t d’or avec des réserves prouvées et probables de 165,5 millions de t renfermant 0,53 g/t de Au.

Aux États-Unis, en 2019, une coproduction, principalement à partir de minerais de cuivre, représente 7 % de la production totale.

En Europe de l’Ouest, l’or est principalement coproduit des métallurgies du cuivre, zinc, plomb et nickel.

Situation française : les exploitations métropolitaines ont été toutes fermées. La production d’or est limitée, en 2020, à la Guyane. Les dernières mines exploitées ont été les suivantes :

  • La mine de Salsigne (11), fermée fin 2004, a été au cours du XXème siècle la plus importante mine européenne. Elle a été exploitée depuis 1892 pour l’arsenic et 1924 pour l’or. Elle était en partie à ciel ouvert, en partie souterraine, à 430 m de profondeur, avec 100 km de galeries. Le minerai est sulfuré à prédominance de pyrite, pyrrhotite et mispickel. Les teneurs moyennes sont les suivantes : Au : 8 à 10 g/t, Ag : 20 g/t, Cu : 1 kg/t. Au total, la production a été de 100 t d’or et 300 t d’argent. En 1996-97, la production de la mine à ciel ouvert a été d’environ 350 000 t de minerai pour 4,5 millions de t remuées, celle de la mine souterraine de 100 000 t de minerai. La production d’or a été de 2,64 t d’or et celle d’argent de 1,82 t.
    Après extraction, le minerai, broyé à environ 75 micromètres, était concentré par flottation à une teneur de 20 à 25 ppm puis, après un nouveau broyage à 25 micromètres, traité par cyanuration dans une série de 9 cuves. Dans la première, la suspension de concentré était oxygénée, de la 2ème à la 4ème la cyanuration était effectuée. Dans les 5 dernières cuves, les complexes d’or et d’argent étaient adsorbés sur charbon actif. L’or et l’argent étaient récupérés en traitant le charbon actif par une solution alcaline d’ions cyanure, sous pression, à 120°C, puis en effectuant une électrolyse de la solution obtenue. L’or et l’argent se déposaient sur une cathode en laine d’acier. L’ensemble était ensuite fondu en présence de borax et de silice afin d’éliminer le fer par formation d’un laitier, vers 1200°C. Le charbon actif était régénéré par chauffage à 750°C.
    Pendant longtemps, la mine de Salsigne a produit de l’arsenic à partir d’arsénopyrite et a été le plus important producteur mondial (10 000 t/an).
  • Les mines du Bourneix et de Lauriéras, situées à la limite de la Haute Vienne et de la Dordogne, ont été exploitées de 1982 à 2001 par la Société des mines du Bourneix, filiale du groupe Cogema. Les gisements sont constitués de filons siliceux avec ou sans sulfures (mispickel, pyrite et galène). L’or est finement disséminé dans le mispickel ou libre. La teneur moyenne des mines souterraines était de 12 à 16 g/t, celle des mines à ciel ouvert de 6 à 9 g/t. L’exploitation comprenait 2 mines souterraines jusqu’à 300 m de profondeur et une mine à ciel ouvert. L’unité de concentration, située sur le site du Bourneix, se composait d’un atelier de broyage et d’un atelier de flottation, avec une durée de flottation 30 minutes.
    La pulpe, contenant 40 % de matière solide, à un pH de 10,5 obtenu par ajout de chaux, était cyanurée dans 6 cuves agitées pendant 48 h. Le complexe aurocyanure était ensuite fixé sur du charbon actif dans 10 cuves. Chaque cuve contenait 150 kg de charbon qu’un tamis empêchait d’aller dans la cuve suivante. Le charbon de la cuve de tête recevant les jus aurifères après attaque au cyanure, contenait environ 55 kg d’or par tonne de charbon. Cette cuve était vidangée et tamisée après 12 ou 24 h de marche. Le charbon chargé en or et argent constituait le produit marchand qui était livré aux affineurs. En 1996, la production a été de 2 057 kg d’or, 118 kg d’argent, contenus dans 156 904 t de minerai, soit 14,15 g d’or/t. La production de concentrés a été de 4 665 t, soit 455 g d’or/t.
    On estime que, jusqu’en 1997, la production limousine a été d’une quarantaine de tonnes : quelques tonnes à l’époque gallo-romaine, 10 t de 1920 à 1944 et 22 t depuis 1982.
  • Les mines du Rouez : situées dans la Sarthe (72) à 30 km au Nord-Ouest du Mans, elles ont été exploitées entre 1989 et 1995. Le gisement a été découvert en 1975 par exploration géophysique (électromagnétique) aéroportée et par mise en évidence d’une anomalie géochimique polymétallique qui ont montré la présence d’un amas sulfuré qui avait été, il y a plusieurs siècles, exploité pour le fer contenu.
    L’amas sulfuré a la composition moyenne suivante : pyrite : 43 %, pyrrhotite : 22 %, sidérite : 19 %, blende : 2,5 %, chalcopyrite : 1,7 %, galène : 0,3 %, arsénopyrite : 0,2 %. La teneur en argent est de 21,4 ppm et celle en or de 1,49 ppm. Ces teneurs en métaux précieux sont trop faibles pour envisager, actuellement, une exploitation économiquement rentable de l’ensemble du minerai. Le gisement qui s’étend sur 800 à 900 m de long et 150 à 200 m de large renferme plus de 100 millions de t de minerai, sur une profondeur supérieure à 500 m.
    Par contre, dans le sommet de l’amas sulfuré (zone dans laquelle les sulfures de fer sont oxydés en hématite, goethite, limonite), sur une profondeur de 20 à 30 m, la concentration en or est 10 fois supérieure. La quantité totale de minerai exploitable a été de 250 000 t à une teneur moyenne de 11 g d’or/t et 50 g d’Ag/t.
    L’exploitation a été réalisée à ciel ouvert, dans deux mines. Le taux de découverture était d’environ 4 et l’extraction journalière de l’ordre de 1 000 m3. Le minerai normal titrant moins de 15 g d’or/t a été traité par lixiviation en tas, le minerai riche, à plus de 15 g/t, par lixiviation dynamique en cuves. La nature du minerai ne permettant pas une concentration préalable tout le minerai a été traité par lixiviation. Au total, de 1989 à 1995, la mine a fourni 2,8 t d’or et 15 t d’argent.

La Guyane : les minéralisations aurifères se sont mises en place il y a 2 milliards d’années au moment où les continents américain et africain n’étaient pas séparés. Ainsi, les gisements de Guyane sont le prolongement de ceux de l’Ouest africain. La première pépite a été découverte, en 1854, dans le bassin de l’Approuague. La plus grande partie de la production est alluvionnaire et assurée par des orpailleurs ou des PME comme Auplata qui a produit, en 2018, 21 kg d’or, ou la Compagnie Minière Espérance. La production déclarée est passée de 544 kg en 1989 à 2 693 kg en 2006 et 2 700 kg, en 2018. Les quantités extraites illégalement sont estimées à 10 à 12 t/an. Des groupes miniers internationaux commencent à s’intéresser à l’exploitation de gisements filoniens. Par exemple, la Compagnie Minière de la Montagne d’Or, détenue à 55,01 % par le groupe russe Nordgold et 44,99 % par le groupe canadien Orea a eu le projet d’exploiter, à ciel ouvert, un gisement primaire de 54 millions de t de minerai renfermant 1,58 g/t d’or avec un début de production prévu en 2022 et une production annuelle de 6,7 t pendant minimum 12 ans. En juin 2019, le gouvernement a annoncé l’abandon du projet.

L’or en France métropolitaine

(d’après C. Guillemin, Z. Johan et E. Marcoux, La vie des Sciences, Comptes Rendus de l’Académie des Sciences, série générale, tome 6, 1989, n°5, p 337-367, que nous remercions). Les mines notées en activité ne le sont plus actuellement.

Principaux producteurs : en 2019.

en tonnes d’or contenu
Newmont (États-Unis) 195,7 Newcrest Mining (Australie) 68,4
Barrick Gold (Canada) 170,0 Gold Fields (Afrique du Sud) 68,3
AngloGold Ashanti (Afrique du Sud) 102,6 Navoi Mining (Ouzbékistan) 62,2
Polyus (Russie) 88,4 Agnico Eagle (Canada) 55,4
Kinross (Canada) 78,0 Polymetal International (Russie) 40,9

Sources : rapports des sociétés

En juillet 2019, Newmont et Barrick ont regroupé leurs mines du Nevada, aux États-Unis, dans une joint venture détenue à 61,5 % par Barrick et 38,5 % par Newmont.

  • Newmont Mining Corporation qui a acquis, en avril 2019, GoldCorp, exploite, en 2019 :
    • aux États-Unis, voir ci-dessus.
    • au Pérou, Newmont détient 51,35 % de la mine de Yanacocha, avec 8,4 t et des réserves de 125,5 millions de t à 0,87 g/t d’or.
    • au Surinam, Newmont exploite la mine de Merian détenue à 75 % avec 12,2 t d’or et des réserves de 97 millions de t à 1,12 g/t d’or.
    • en Australie, Newmont exploite des mines en Australie Occidentale, à Boddington, avec 21,86 t d’or avec des réserves de 624,1 millions de t à 0,59 g/t d’or, Kalgoorlie, à 50 %, avec 7,1 t avec des réserves de 98,3 millions de t à 1,0 g/t d’or et dans les Territoires du Nord, à Tanami, avec 15,6 t avec des réserves de 36,7 millions de t à 4,82 g/t d’or.
    • au Ghana, la mine d’Ahafo a produit 20,0 t d’or avec des réserves de 171 millions de t à 1,75 g/t d’or et celle d’Akyem, 13,1 t avec des réserves de 60,8 millions de t à 1,31 g/t d’or.
    • au Canada, dans l’Ontario, avec les mines de Red Lake, avec une production de 3,5 t avec des réserves de 5,1 millions de t à 7,87 g/t d’or, Porcupine avec 6,9 t avec des réserves de 54,3 millions de t à 1,62 g/t d’or, Musselwhite, avec 0,093 t avec des réserves de 10,9 millions de t à 0,91 g/t d’or et au Québec, Eléonore, avec 7,65 t avec des réserves de 8,3 millions de t à 4,82 g/t d’or.
    • au Mexique, dans l’État de Zacatecas, avec la mine d’or, argent, plomb et zinc de Peñasquito, avec 4,0 t d’or, avec des réserves de 48,68 millions de t à 0,53 g/t d’or.
    • en République Dominicaine, avec la mine d’or et d’argent de Pueblo Viejo, à 40 %, avec 8,9 t d’or avec des réserves de 52,5 millions de t à 2,27 g/t d’or.
    • en Argentine, avec la mine d’or et d’argent de Cerro Negro, avec 10,4 t d’or avec des réserves de 9,3 millions de t à 8,8 g/t d’or.

Les réserves totales, prouvées et probables sont, en 2019, de 3 283 millions de t de minerai renfermant 0,96 g/t d’or.

Pour Newmont, les coproductions sont, en 2019, de 493 t d’argent, 35 826 t de cuivre, 48 889 t de plomb, 84 823 t de zinc.

  • Barrick qui a acquis, début 2019, la société britannique Randgold exploite, en 2019 :
    • aux États-Unis, voir ci-dessus,
    • au Canada, dans l’Ontario, Hemlo Property, avec 6,6 t et des réserves de 11 millions de t à 3,90 g/t d’or,
    • en République Dominicaine, Pueblo Viejo, détenue à 60 %, avec 18,3 t et des réserves de 71 millions de t à 2,49 g/t d’or,
    • en Argentine, Veladero, détenue à parts égales avec le groupe chinois Shandong Gold, avec 8,5 t et des réserves de 120 millions de t à 0,73 g/t d’or,
    • en Australie, Kalgoorlie, à 50 %, avec 6,4 t, en novembre 2019 la participation de Barrick a été vendue,
    • en Papouasie Nouvelle Guinée, Porgera détenue à 47,5 %, avec 8,8 t et des réserves de 15 millions de t à 4,81 g/t,
    • en Tanzanie, avec 84 % des mines de Bulyanhulu, North Mara et Buzwagi, avec un total de 12,7 t. Les réserves de Bulyanhulu sont de 7,5 millions de t à 9,34 g/t, celles de North Mara de 21 millions de t à 2,57 g/t, celles de Buzwagi de 5,1 millions de t à 0,84 g/t.
    • Ainsi que les mines issues de Randgold :
      • au Mali, Loulo Gounkoto détenue à 80 % avec 17,8 t avec des réserves de 45 millions de t à 4,41 g/t,
      • en Côte d’Ivoire, Tongon détenue à 89,7 % avec 7,6 t avec des réserves de 8,9 millions de t à 2,14 g/t,
      • en République Démocratique du Congo, Kibali détenue à 45 % avec 11,4 t avec des réserves de 31 millions de t à 4,20 g/t,

Par ailleurs, Barrick produit du cuivre, au Chili, à Zaldivar, détenu à 50 %, avec, en 2019, 58 061 t, en Zambie, à Lumwana, avec 107 957 t, en Arabie Saoudite, à Jabal Sayid, détenu à 50 %, avec 29 938 t.

Les réserves totales, prouvées et probables, sont, fin 2019, de 1 300 millions de t de minerai renfermant 1,68 g/t d’or.

  • AngloGold Ashanti exploite, en 2019 :
    • en Afrique du Sud, voir ci-dessus,
    • au Ghana, la mine d’Iduapriem, avec une production de 8,6 t,
    • en Guinée, 85 % de la mine de Siguiri, avec 6,6 t,
    • au Mali, 40 % de la mine de Morila, avec 0,8 t, 41 % de celle de Sadiola, avec 1,6 t,
    • en Tanzanie, la mine de Geita, avec 18,8 t,
    • en République Démocratique du Congo, 45 % de la mine de Kibali, avec 11,4 t,
    • en Australie, la mine de Sunrise Dam, avec 7,9 t et 70 % de celle de Tropicana, avec 11,2 t,
    • au Brésil, la mine de Serra Grande, avec 3,8 t et celle d’AGA Mineraçao, avec 11,3 t,
    • en Argentine, 92,5 % de la mine de Cerro Vanguarda, avec 7,0 t.

Outre la coproduction d’uranium en Afrique du Sud, la production d’or a coproduit, en 2018, de l’acide sulfurique au Brésil et de l’argent en Argentine et en Colombie (193 t).
Les réserves totales prouvées et probables sont, fin 2019, de 1 026 millions de t de minerai renfermant 1,33 g/ d’or.

  • Polyus exploite, en 2019, en Russie, en Sibérie, dans la région de Krasnoyarsk, les mines d’Olimpiada, avec une production de 43,2 t, de Blagodatnoye, avec 13,1 t, dans la région d’Irkutsk, la mine de Verninskoye, avec 8,0 t, des alluvions dans cette même région, avec 4,5 t, la mine de Kuranakh, dans le Nord-Est de la Sibérie, avec 7,0 t et depuis 2018, Nataka dans le Nord-Est de la Sibérie dans la région de Magadan avec 12,6 t.
    Les réserves prouvées et probables sont de 1 077 millions de t renfermant 1,8 g/t.
  • Kinross (les données publiées sont données, en général, en équivalent or, en comptant 85,99 parts d’argent pour une part d’or) exploite, en 2019 :
    • aux États-Unis, en Alaska, la mine de Fort Knox, avec une production de 6,2 t d’équivalent or et dans le Nevada les mines de Round Mountain, avec 11,2 t d’équivalent or et de Bald Mountain, avec 5,8 t d’équivalent or,
    • au Brésil, la mine de Paracatu, avec 19,3 t d’équivalent or,
    • au Chili, la mine de Maricunga, avec 1,2 t d’équivalent or,
    • en Mauritanie, la mine de Tasiat, avec 12,2 t d’équivalent or,
    • au Ghana, 90 % de la mine de Chirano, avec 6,3 t d’équivalent or,
    • en Russie, les mines de Kupol et Dvoinoye, avec 16,4 t d’or et 102,5 t d’argent.

Les réserves prouvées et probables sont de 1 144 millions de t de minerai renfermant 0,7 g/t d’or et 29,8 millions de t renfermant 58,1 g/t d’argent.

  • Newcrest Mining exploite, en 2019-20 :
    • en Australie, la mine de Cadia Valley, en Nouvelle Galle du Sud, avec une production de 26,2 t d’or et 96 000 t de cuivre et la mine de Telfer, dans la région de Pilbara, en Australie Occidentale, avec 12,2 t d’or et 16 000 t de cuivre,
    • en Papouasie Nouvelle Guinée, la mine de Lihir, dans l’île de Niolam, avec 24,1 t,
    • au Canada, 70 % de la mine de Red Chris acquise en août 2019 avec 1,2 t.

Par ailleurs, l’exploitation de l’or donne une coproduction de 137 000 t de cuivre.
Les réserves prouvées et probables sont, fin 2019, de 1 617 t d’or, 1 120 t d’argent, 6,9 millions de t de cuivre et 120 000 t de molybdène.

  • Gold Fields exploite, en 2019 :
    • en Afrique du Sud, la mine de South Deep, voir plus haut,
    • en Australie, les mines de St Ives, avec une production de 11,539 t d’or, Agnew, avec 6,812 t, Granny Smith, avec 8,553 t et Gruyère détenue à 50 % avec 1,555 t,
    • au Ghana, les mines de Tarkwa, avec 16,142 t, Damang, avec 6,470 t et Asanko, acquise à 45 % en août 2018, avec 3,515 t,
    • au Pérou, la mine de Cerro Corona, avec 9,113 t d’or et 31 000 t de cuivre.

Les réserves prouvées et probables d’or sont de 609,5 millions de t de minerai renfermant 2,72 g/t, et celles de cuivre, à Cerro Corona, sont de 73,5 millions de t de minerai renfermant 0,38 % de cuivre.

  • Navoi Mining exploite, en Ouzbékistan, dans le désert de Kyzyl Kum, la mine à ciel ouvert de Muruntau qui est l’une des plus importante mine d’or dans le monde, avec, en 2018, une production de 62,5 t. Par ailleurs, la société détient le monopole de la production d’uranium, avec 3 600 t en 2017. En 2019, la société est en cours de privatisation.
  • Agnico Eagle, groupe canadien, exploite, en 2019, des mines :
    • au Canada, province du Québec, à LaRonde, avec 12,5 t d’or, 27,8 t d’argent, 3 397 t de cuivre, 13 161 t de zinc, Goltex, avec 4,4 t d’or, Malartic, avec 10,4 t d’or et 13,1 t d’argent, dans le Nord-Canada à Meadowbank, avec 6,0 t d’or et 2,7 t d’argent et Meliadine avec 7,4 t d’or,
    • au Mexique, dans l’État de Chihuahua, à Pinos Altos avec 4,8 t d’or et 67,2 t d’argent et Creston Mascota avec 1,5 t d’or et 18 t d’argent et dans l’État de Sonora, à La India, avec 2,6 t d’or et 4,1 t d’argent,
    • en Finlande à Kittila avec 5,9 t d’or.

Les réserves prouvées et probables sont de 237 millions de t de minerai renfermant 2,83 g/t d’or, 50,6 millions de t de minerai renfermant 22,46 g/t d’argent, 28,3 millions de t de minerai renfermant 0,30 % de cuivre, 14,9 millions de t de minerai renfermant 0,80 % de zinc.

Réserves minières : en 2019. Monde : 50 000 t.

en t d’or contenu
Australie 10 000 Brésil 2 400
Russie 5 300 Pérou 2 100
Afrique du Sud 3 200 Chine 2 000
États-Unis 3 000 Canada 1 900
Indonésie 2 600 Ouzbékistan 1 800
Source : USGS

Traitement des minerais

Les procédés utilisés dépendent de la nature des minerais. Voir également ci-dessus quelques exemples concernant les gisements français.

La gravimétrie : concerne l’or libre alluvial dont les particules ont une dimension supérieure à 75 micromètres. Les installations industrielles récupèrent d’abord une partie de l’or libre par gravimétrie à l’aide de tables à secousses ou de concentrateurs centrifuges. La gravimétrie est aussi utilisée dans les installations artisanales des orpailleurs : batée ou laveries formées de canaux de bois munis de baguettes (sluice). Cette technique, peu coûteuse, permet d’exploiter des gisements de très faible teneur (de l’ordre 1 g/m3), mais la récupération des fines particules est faible malgré l’utilisation de canaux tapissés de velours ou de concentrateurs centrifuges.

La flottation, après broyage, est systématiquement utilisée lorsque l’or est associé à des sulfures métalliques. Elle précède le traitement ultérieur de cyanuration.

Le grillage est utilisé lorsque l’or est associé à des sulfures de Fe, Ni, Sb, car il facilite les traitements ultérieurs en rendant le minerai poreux. Le grillage est de plus en plus remplacé soit par une lixiviation sous pression de dioxygène, en autoclave, soit par une biolixiviation.

L’amalgamation consiste à allier l’or (et l’argent) avec du mercure et à décomposer l’alliage (25 à 50 % d’or) par distillation du mercure, vers 400-500°C. Actuellement cette technique, très polluante, est utilisée seulement dans des installations artisanales souvent illégales.

L’extraction hydrométallurgique par cyanuration : inventée en 1888, c’est le procédé le plus utilisé (environ 80 % de la production mondiale). Elle consomme environ 6 % des 1,1 million de t de cyanure de sodium produites annuellement dans le monde.

Le minerai broyé (< 0,1 mm) est traité par une solution diluée (0,5 g/L) de cyanure de sodium en milieu basique (pH > 10 pour éviter la libération de cyanure d’hydrogène (HCN) très toxique) et en présence de dioxygène :

4 Au + 8 CN + O2 + 2 H2O = 4 Au(CN)2 + 4 OH

Après traitement de 12 à 48 h, la solution contient quelques g d’or par m3. La consommation de NaCN est de 0,2 à 1 kg/t de minerai. La solution contenant le complexe aurocyanure est traitée selon deux procédés :

  • Principalement à l’aide de charbon actif : 1 t de charbon statique peut adsorber 70 kg d’or. La solution d’ions aurocyanures et la pulpe ne sont pas séparés et passent dans des cuves contenant le charbon actif. Le temps de contact charbon-pulpe est de l’ordre de 1 h, le temps de séjour du charbon de plusieurs jours. L’or est récupéré en traitant le charbon par une solution chaude (70°C) à 1 % de NaOH et 0,1 % de NaCN. La solution obtenue contient quelques g d’or par litre. Le charbon est recyclé après chauffage à 600-750°C, à l’abri de l’air. L’or est récupéré par électrolyse. Il se dépose sur une cathode en laine de fer, puis est fondu. L’or obtenu est de haute pureté.
  • Mais aussi par cémentation (procédé Merrill-Crowe) à l’aide de zinc. L’or et l’argent se déposent sur les particules de Zn, qui attaquées par H2SO4 libèrent l’or et l’argent. Le métal obtenu (doré) contient jusqu’à 5 % d’impuretés métalliques. Les minerais riches en argent sont traités, de préférence, par ce procédé.

La biolixiviation, par exemple avec thiobacillus ferro-oxydans, permet de transformer les sulfures en sulfates en libérant l’or ce qui rend la cyanuration plus efficace.

La lixiviation en tas de minerais de faible teneur (moins de 1 g/t) utilise le même principe de formation d’un complexe cyanuré. Le traitement qui dure de quelques semaines à plusieurs mois pour des rendements de 40 à 85 % a été utilisé, par exemple à Rouez, en France.

L’hydrométallurgie est également utilisée pour traiter les rejets d’anciennes laveries ou les stériles d’anciennes mines (par exemple à Salsigne, en France ou à grande échelle, en Afrique du Sud).

Extraction hydrométallurgique à l’aide de thiosulfate : le traitement par cyanuration présentant des risques lors de son utilisation ainsi que pour l’environnement, un traitement alternatif commence à être employé. Il consiste à complexer l’or par des ions thiosulfate, en présence de dioxygène, à pH compris entre 8 et 10, selon la réaction suivante :

4 Au + 8 S2O32- + O2 + 2 H2O = 4 [Au(S2O3)2]3- + 4 OH

La présence d’ammoniac est favorable et la réaction est catalysée par des ions Cu(II). La concentration en ions thiosulfate doit être nettement plus importante que celle des ions cyanure : de 5 à 20 g/L au lieu de 0,25 à 1 g/L. Le thiosulfate d’or s’adsorbant faiblement sur le charbon actif il est nécessaire d’employer d’autres techniques de récupération, cémentation ou résines échangeuses d’ions.

La première exploitation industrielle a eu lieu, en 2014, à la mine de Goldstrike, aux États-Unis, dans le Nevada, exploitée par Barrick. Le traitement est réalisé à l’aide de thiosulfate de calcium. La récupération de l’or est effectué sur des résines échangeuses d’ions et les ions thiosulfate sont recyclés à l’aide d’une osmose inverse. La production prévue est de 11 à 14 t/an d’or.

Affinage :

Le métal obtenu par cémentation est fondu et traité par Cl2 à 1150°C (procédé Miller). Les impuretés métalliques donnent des chlorures volatils ou liquides qui sont éliminés. L’or obtenu a un titre en général supérieur à 995/1000 et contient jusqu’à 0,35 % d’Ag. Il est coulé en barres de 12,5 kg.

De l’or à 999,9/1000 peut être obtenu par affinage électrolytique à anode soluble (procédé Wohlwill). La cathode est en or pur, l’or à affiner constituant l’anode, l’électrolyte est une solution d’acide aurichlorhydrique (HAuCl4), les cellules sont en céramique.

Recyclage

Il est estimé mondialement à 1 304,1 t, en 2019, soit 33 % de la consommation. Il avait atteint un record, en 2009, de 1 728 t soit 42 % de la consommation. Il est alimenté, à 90 %, par les bijoux, les lingots et les monnaies et à 10 % par les déchets industriels, principalement ceux des équipements électriques et électroniques qui, actuellement, ne sont recyclés qu’à environ 20 %. Par exemple, les circuits imprimés de tablettes et de téléphones mobiles contiennent, en 2010, de 200 à 350 g d’or/t. En 2019, un ordinateur mis au rebus contient en moyenne 100 g d’or à la tonne. Le contenu en or, platine et argent, en fin de vie d’un téléphone mobile, constituait, en 2010, 93 % de sa valeur.

Production d’or recyclé : en 2018. Monde : 1 178,0 t, Union européenne : 218,9 t.

en tonnes
Chine 222,1 Japon 48,2
Inde 103,1 Égypte 45,9
Turquie 77,4 Royaume Uni 40,7
Italie 67,5 Russie 37,6
États-Unis 56,4 Corée du Sud 32,9

Source : Refinitiv, GFMS Gold Survey

Parmi les sociétés intervenant dans cette activité :

  • Umicore, à Hoboken, en Belgique.
  • Aurubis, en Allemagne, à Lünen et Hambourg, avec, en 2018/19, le traitement de 96 000 t de déchets d’équipements électriques et électroniques et une production de 51 t d’or et 861 t d’argent.
  • Boliden, en Suède, à Rönnskär, avec une capacité de traitement de 120 000 t/an de déchets et en Finlande à Harjavalta. En 2018, la production est de 16,7 t d’or provenant aux 2/3 du recyclage et 544,8 t d’argent provenant pour 1/4 du recyclage.

Outre le recyclage, pour obtenir l’offre totale en or, il faut ajouter à la production minière éventuellement les ventes des réserves d’or des états et institutions internationales ainsi que celles des fonds de placement. En 2018, les exploitations minières ont fourni 74 % de l’approvisionnement en or, le recyclage 26 %, les ventes des fonds de placement ont été équilibrées par des achats.

Situation française

En 2018.

Production minière : 2,7 t en Guyane.
Recyclage : 22,4 t.

Production totale des mines d’or françaises au XXème siècle :

en kg
Salsigne (11) de 1906 à 1991 90 000 Chéni (87) de 1921 à 1944 7 500
Châtelet (23) de 1905 à 1955 10 973 Rouez (72) de 1989 à 1995 2 800
La Bellière (49) de 1905 à 1952 10 400 Fau-Marié (87) de 1993 à 1996 1 116
Le Bourneix (87) de 1982 à 1995 10 120 La Fagassière (87) de 1928 à 1945 575
Lauriéras-Puits-Roux (87) 1988-96 9 380 La Petite-Fage (23) de 1957 à 1962 321
La Lucette (53) de 1905 à 1934 8 700 Beaune (87) de 1924 à 1931 288

Source : P.C. Guiollard, Les mines d’or et d’argent de Rouez, 1993

Utilisations

Consommations

Pour fabriquer des bijoux, monnaies et emplois industriels, en 2018, incluant de l’or recyclé. Monde : 2 816,5 t, Union européenne : 191,0.

en tonnes
Chine 785,2 Italie 83,6
Inde 700,5 Corée du Sud 80,9
États Unis 156,0 Afrique du Sud 70,7
Japon 99,9 Iran 62,8
Turquie 98,4 Indonésie 49,1

Sources : Refinitiv, GFMS Gold Survey

Sur la quantité totale d’or produite dans le monde, estimée à 190 000 t depuis la préhistoire, environ 186 200 t subsistent fin 2015. Les personnes privées en détiendraient 20,5 % sous forme de pièces et lingots, principalement en France (2 500 à 5 000 t), Inde, États-Unis, les banques centrales en détiendraient 16,6 %. 47,3 % de la production serait sous forme de bijoux et 15,7 % dans des applications industrielles.

Secteurs d’utilisation

En 2019, dans le monde, sur un total de 3 910 t :

Bijouterie 44,2 % Électronique 7,0 %
Investissements, lingots et monnaies 25,6 % Prothèses dentaires et médecine 0,7 %
Banques centrales 15,9 % Industries diverses 1,8 %

Sources : Refinitiv, GFMS Gold Survey

Propriétés

Inaltérable à l’air et dans l’eau et le plus malléable et ductile de tous les métaux : 1 g peut s’étirer sur plus de 3 km ou donner une feuille de plus de 1 m2.

Alliages

La teneur en or est exprimée en millièmes (anciennement en carats) : 24 carats pour l’or pur, 18 carats (750/1000 en masse d’or), 14 carats (583/1000), 9 carats (375/1000), 8 carats (333/1000).

Les principaux alliages pour bijouterie commercialisés en France, contiennent 75 % en masse d’or, avec en plus :

Or jaune 12,5 % Ag, 12,5 % Cu Or gris 10 % Cu, 12,5 % Ni, 2,5 % Zn
Or rose 9 % Ag, 16 % Cu Or rouge 4,5 % Ag , 20,5 % Cu

Utilisations diverses

Bijouterie : l’appellation plaqué or ne peut être légalement utilisée, en France, que si le titre est supérieur à 500 ‰ et l’épaisseur du revêtement supérieure à 5 micromètres pour l’horlogerie. Le plaquage est réalisé par électrolyse d’un bain Au-Cu-Cd en milieu cyanuré à pH 10-10,5 et à 60-65°C. La cathode est constituée par la pièce à plaquer et l’anode est en titane recouvert de platine.

Consommation de bijoux en or, incluant de l’or recyclé : en 2019. Monde : 1 727 t.

en tonnes
Chine 508,8 Corée du Sud 35,7
Inde 479,9 Hong Kong 35,1
États-Unis 122,0 Arabie Saoudite 34,0
Indonésie 38,3 Iran 32,8
Émirats Arabes Unis 37,3 Russie 31,4

Sources : Refinitiv, GFMS Gold Survey

Dorure : par exemple, la dorure du dôme de l’hôtel des Invalides à Paris a utilisé 550 000 feuilles d’or à 23,5 carats (98  % Au, 1 % Ag, 1 % Cu) de 0,2 micromètres d’épaisseur et de 60 cm2 soit 23 g d’or pour 1000 feuilles et, au total, 12,5 kg d’or.

Réserves des banques centrales et du Fond Monétaire International : fin 2018, sur un total de 34 327 t.

en tonnes
États Unis 8 134 Chine 1 853
Allemagne 3 370 Suisse 1 040
Italie 2 452 Japon 765
France 2 436 Pays Bas 612
Russie 2 113 Inde 600
Sources : Refinitiv, GFMS Gold Survey

Les réserves du FMI sont, fin 2018, de 2 814  t.

L’or a joué le rôle d’étalon monétaire de 1717 au 15 août 1971 avec la fin de la convertibilité du dollar en or. Son rôle s’explique moins par sa relative rareté, les gisements aurifères sont plus nombreux que ceux de nombreux autres éléments, que par son inaltérabilité aux agents atmosphériques. Entre 1959 et 1971, la couverture, par le stock d’or des États-Unis, des dollars émis est passée de 100 % à 13 %.

Électronique : dans cette industrie, l’or est principalement déposé par électrolyse, afin d’assurer de bons contacts électriques.

Dentisterie : l’or est employé pour son excellente résistance à la corrosion et sa biocompatibilité.

Bibliographie

 

Cuivre

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structures cristallines Rayon métallique pour la coordinence 12
29 63,55 g.mol-1 [Ar] 3d10 4s1 cubique à faces centrées de paramètre a = 0,362 nm 127,8 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
8,92 g.cm-3 3 1 083,4°C 2 567°C 59,6.106 S.m-1 401 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKa : Cu2+aq/CuOH+aq pKs : CuCN pKs : CuSCN pKs : CuOH pKs : Cu(OH)2 pKs : CuS pKs : CuCl pKs : CuBr pKs : CuI pKs : CuCrO4
1,9 8 15,9 14,3 14,0 19,7 35,2 6,7 8,3 12 5,4

Potentiels standards :

Cu3+ + e = Cu2+ E° = 0,34 V
Cu2+ + e = Cu+ E° = 0,17 V
Cu+ + e = Cu(s) E° = 0,52 V
Cu2+ + 2e = Cu(s) E° = 0,34 V
Cu2O(s) + H2O + 2e = 2Cu(s) + 2OH E° = -0,36 V
Cu2O3(s) + 2H+ + 2e = 2CuO(s) + H2O E° = 1,6 V
Cu2O3(s) + H2O + 2e = 2CuO(s) + 2OH E° = 0,74 V
2CuO + 2H+ + 2e = Cu2O + H2O E° = 0,64 V

Données thermodynamiques

Cuivre cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 33,2 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 24,4 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 13 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 304,7 kJ.mol-1
Cuivre gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 337,6 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 298,7 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 166,3 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 20,8 J.K-1mol-1

Données industrielles

Matières premières

La teneur moyenne de l’écorce terrestre est de 55 ppm.

Minerais

Ils sont très divers avec plus de 165 variétés de minéraux. Les teneurs des minerais exploités sont généralement comprises entre 0,3 et 2 %, exceptionnellement jusqu’à 5 % par exemple au début de l’exploitation de la mine de Neves Corvo, au Portugal. La teneur moyenne des minerais exploités est passée de 1,34 % en 1990 à 0,78 % en 2008. Au Chili, en 2019, la teneur moyenne des minerais exploités est de 0,67 %. Les minerais se présentent sous deux formes chimiques principales qui conditionnent leur traitement :

  • Sulfurée : qui représentent 80 % de la production mondiale sous forme de chalcopyrite (CuFeS2), bornite (Cu5FeS4), chalcosine (Cu2S)… Les gisements sulfurés sont principalement de type porphyres cuprifères et sont présents dans les cordillères ouest américaines et les chaînes alpines.
  • Oxydée (principalement sous forme de carbonates) : avec la malachite (CuCO3,Cu(OH)2), l’azurite (2CuCO3,Cu(OH)2), la cuprite (Cu2O)… Les minerais oxydés sont souvent présents dans les parties supérieures des gisements, zones d’altérations importantes, le cœur de ces derniers étant sulfuré.

De nombreux autres éléments métalliques sont souvent associés au cuivre : Fe, Ni, Zn, Pb, Co, Mo, Ge, Au, Ag… Les minerais de cuivre sont une ressource importante de molybdène (48 % de sa production provient de mines de cuivre) et de rhénium. Dans le cas particulier de la mine d’Olympic Dam, en Australie, le cuivre est associé à de l’uranium. La présence d’autres éléments valorisables peut parfois permettre l’exploitation de gisement de faible teneur en cuivre. En 2010, pour une production minière de 16 millions de t de cuivre, les éléments suivants ont été coproduits : molybdène (250 000 t), cobalt (98 000 t), bismuth (8 500 t), sélénium (2 600 t), tellure (450 t), rhénium (54 t), terres rares (130 000 t), ainsi que de l’uranium, de l’argent et de l’or.

Quelques exemples d’exploitations minières

Au Chili :

  • La mine souterraine de cuivre la plus importante au monde est celle d’El Teniente, exploitée par la société Codelco avec plus de 3 000 km de galeries. La production, en 2019, est de 459 744 t de cuivre, 7 503 t de molybdène, 98,1 t d’argent, 746 kg d’or et 1,051 million de t d’acide sulfurique. La mine est exploitée industriellement depuis 1905 avec, en 110 années, une production de 22,45 millions de t de cuivre. Les réserves prouvées et probables sont de 1,338 milliard de t de minerai renfermant 0,83 % de cuivre.
  • La mine de cuivre à ciel ouvert la plus importante au monde est celle d’Escondida, découverte en 1981, ouverte en 1991, située à 3 100 m d’altitude dans le désert d’Atacama, avec, en 2019, 1,185 million de t de cuivre extraites. La teneur moyenne des minerais extraits, est de 0,99 % de cuivre. Par ailleurs, la production d’argent a été de 200,0 t et celle d’or de 5,5 t. L’exploitation est constituée de 2 mines à ciel ouvert, l’une de 645 m de profondeur et de 3,9 x 2,7 km, l’autre de 525 m de profondeur sur 2,5 x 2,2 km. Les concentrés, avec 925 900 t de cuivre contenu, sont évacués sous forme de pulpe par une canalisation de 170 km, jusqu’au port de Coloso sur l’océan Pacifique. Les cathodes produites, avec 259 400 t, sont exportées par le port d’Antofagasta. Les réserves prouvées et probables sont de 5,21 milliards de t de minerai sulfuré contenant 0,66 % de cuivre, 1,66 milliard de t de minerai sulfuré à 0,42 % de cuivre, destinées à la lixiviation et 206 millions de t de minerai oxydé à 0,58 % de cuivre également destinées à être lixiviées. La mine est exploitée par BHP-Billiton qui possède 57,5 % de la société Minera Escondida, aux côtés de Rio Tinto (30 %) et d’intérêts japonais menés par Mitsubishi (10 %).
  • De nombreuses autres mines chiliennes sont parmi les plus importantes au monde : Collahuasi, Los Bronces, Chuquicamata, Los Pelambres, Radomiro Tomic, Andina…

Au Pérou :

  • La mine d’Antamina, située à 4 300 m d’altitude est exploitée, à ciel ouvert, depuis 2001. En 2019, la production a été de 448 600 t de cuivre, 303 400 t de zinc, 5 040 t de plomb, 3 540 t de molybdène, 465,5 t d’argent. La teneur moyenne du minerai exploité, en 2014-15, est de 1,03 % de cuivre et 0,60 % de zinc. Les réserves prouvées et probables sont de 430 millions de t de minerai contenant, en moyenne, 0,91 % de cuivre, 0,95 % de zinc, 0,024 % de molybdène et 10 g/t d’argent. Les concentrés de cuivre et de zinc sont acheminés à l’aide d’une canalisation de 21 à 25 cm de diamètre sur une distance de 302 km jusqu’au port de Punta Lobitos situé près de la ville de Huarmey. La société (Compania Minera Antamina) exploitant la mine est détenue à 33,75 % par Glencore, 33,75 % par BHP-Billiton, 22,5 % par Teck et 10 % par Mitsubishi.
  • La mine à ciel ouvert de Cerro Verde détenue à 53,56 % par Freeport, au côté de Sumitomo avec 21 % et Buenaventura avec 19,58 %, a produit, en 2019, 453 600 t de cuivre, 13 150 t de molybdène et 145,7 t d’argent. Les réserves prouvées et probables sont de 4,17 milliards de t de minerai contenant 0,36 % de Cu, 0,01 % de Mo, 1,89 g/t de Ag.

Aux États-Unis : les mines sont situées, par ordre décroissant des productions, dans les États suivants : Arizona, avec 68 % de la production, Utah, Nouveau Mexique, Nevada, Montana. En 2019, 15 mines sur un total de 24, extraient 99 % de la production.

  • La mine la plus importante, Morenci, dans l’Arizona, est exploitée, à 72 %, par Freeport en association avec Sumitomo (15 %). Ouverte, en souterrain en 1872, la mine est devenue à ciel ouvert en 1937. Elle est exploitée en partie de façon classique par extraction mécanique du minerai et concentration et en partie par lixiviation en tas du minerai ou par lixiviation directe dans la mine suivie d’une extraction par solvant puis d’une électrolyse donnant directement des cathodes de cuivre. En 2019, sa production a été de 453 600 t de cuivre et 2 270 t de molybdène. Les réserves prouvées et probables sont de 939 millions de t à 0,38 % de cuivre et 0,02 % de molybdène destinées à fournir des concentrés, 538 millions de t à 0,41 % de cuivre destinées à être lixiviées en tas et 2,958 milliards de t de minerai à 0,16 % de cuivre destinées à être lixiviées directement dans la mine.
  • La mine de Bingham Canyon, dans l’Utah, près de Salt Lake City, est exploitée par Rio Tinto. En 2019, sa production a été de 186 800 t de cuivre, 11 200 t de molybdène, 87,6 t d’argent, 7,3 t d’or. Les réserves prouvées et probables sont de 612 millions de t de minerai contenant 0,43 % de cuivre, 0,034 % de molybdène, 2,04 g/t d’argent, 0,16 g/t d’or. La mine, ouverte en 1903, a produit depuis son ouverture, 19 millions de t de cuivre. C’est l’excavation réalisée par l’homme la plus importante au monde (4,4 km de diamètre pour 1,2 km de profondeur).

Dans l’Union européenne : les principales mines sont situées en Pologne. Les autres pays producteurs miniers sont l’Espagne, la Bulgarie, la Suède, le Portugal et la Finlande.

  • Les mines polonaises sont exploitées par KGHM, voir ci-dessous.
  • La mine souterraine de Neves Corvo, au Portugal, a commencé à être exploitée en 1990 pour le cuivre et 2006 pour le zinc. La production, en 2019, a été de 41 436 t de cuivre, 73 202 t de zinc, 4 591 t de plomb et 24,9 t d’argent. Les réserves prouvées et probables sont de 27,9 millions de t de minerai de cuivre contenant 2,2 % de cuivre, 0,7 % de zinc, 0,2 % de plomb, 32 g/t d’argent et 29,7 millions de t de minerai de zinc contenant 7,5 % de zinc, 0,3 % de cuivre, 1,8 % de plomb, 64 g/t d’argent. La mine est exploitée par la société canadienne Lundin Mining.

Exploitation de gisements sous-marins :
Des projets d’exploitation d’amas sulfurés polymétalliques sous-marins sont en cours de développement, en particulier, celui de Deep Sea Mining, dans la mer de Bismarck, en Papouasie Nouvelle Guinée, à 1 600 m de profondeur. Le gisement, Solwara 1, possède des ressources de 1,03 million de t contenant 7,2 % de Cu, 0,4 % de Zn, 23 g/t de Ag, 5 g/t d’or.

Principales mines : en 2020.

en milliers de t de capacité annuelles de production
Escondida (Chili) 1 400 Péninsule de Taimyr (Russie) 450
Collahuasi (Chili) 610 Las Bambas (Pérou) 430
Buenavista (Mexique) 525 Grasberg (Indonésie) 400
Morenci (États-Unis) 520 El Teniente (Chili) 399
Cerro Verde (Pérou) 500 Chuquicamata (Chile) 370
Antamina (Pérou) 450 Los Bronces (Chili) 370
Source : ICSG

Traitement des minerais

La plus grande partie des minerais (représentant 80 % de la production minière de cuivre) subit une concentration avant des opérations pyrométallurgiques suivies d’un raffinage. L’autre partie des minerais (représentant 20 % de la production minière de cuivre) est traitée, sans concentration, selon le procédé dénommé SX/EW (dissolution – extraction par solvant – puis électrolyse) donnant directement du cuivre de qualité commerciale sous forme de cathodes. Voir plus loin la partie métallurgie.

Concentration : elle concerne les minerais sulfurés. Le broyage fin des minerais (grains < 0,15 mm) est suivi d’une concentration par flottation dans des cellules de 60 à 100 m3. La molybdénite (MoS2) contenue flotte naturellement, le sulfure de cuivre étant alors déprimé à l’aide de sulfure de sodium (0,2 g/L). Le taux de récupération du molybdène est compris entre 27 et 60 %. La flottation des sulfures de cuivre est réalisée en présence de xanthates (25 à 300 g/t) ou de dithiophosphates (100 à 150 g/t). Le taux de récupération du cuivre est de 90 à 95 %. Les concentrés obtenus contiennent environ 31 % de cuivre. Les opérations de concassage et broyage représentent jusqu’à 85 % des coûts de concentration.

Productions minières

En 2019. Monde : 20,671 millions de t de Cu contenu, Union européenne (Pologne, Espagne, Bulgarie, Suède, Portugal…) : 913 700 t.

en milliers t de Cu contenu
Chili 5 787 Russie 773
Pérou 2 455 Mexique 770
Chine 1 601 Zambie 759
R. D. du Congo 1 433 Kazakhstan 711
États-Unis 1 285 Canada 573
Australie 938 Pologne 449

Sources : Cochilco

Au Chili, les principaux producteurs sont, en 2019, en milliers de t de cuivre : Codelco (1 706), Antofagasta (770), BHP-Billiton (751), Anglo American (638), Rio Tinto (342), Glencore (328), Freeport (82), KGHM (78). Dans ce pays, la production est pénalisée par la situation géographique des principaux gisements dans le désert d’Atacama et les besoins en eau et en énergie.
Les besoins en eau de la mine d’Escondida (60 m3/t de Cu) ont nécessité la construction d’une usine de dessalement d’eau de mer près d’Antofagasta, sur la côte du Pacifique avec une amenée de l’eau, par 2 canalisations de 180 km.
La société GNLM détenue à 63 % par Engie et 37 % par Codelco possède, à Mejillones, un terminal gazier recevant du gaz naturel liquéfié et le regazéfiant pour alimenter une centrale électrique de 1 100 MW de capacité.

Principaux producteurs : en 2019.

en milliers de t de cuivre extrait des exploitations minières
Codelco (Chili) 1 706 Antofagasta (Chili) 770
Glencore (Suisse) 1 371 KGHM (Pologne) 702
BHP-Billiton (Australie) 1 220 First Quantum (Canada) 702
Freeport (États-Unis) 1 170 Anglo American (Afrique du Sud) 638
Grupo México (Mexique) 1 094 Rio Tinto (Australie) 577

Sources : rapports d’activité des sociétés

  • Codelco (Corporation National del Cobre de Chile), société d’État chilienne, exploite 7 complexes miniers :
    • Chuquicamata (385 309 t, en 2019) précédemment à ciel ouvert, l’exploitation, à compter de 2019, se poursuit souterrainement,
    • Radomiro Tomic (266 415 t),
    • El Teniente (459 744 t),
    • Andina (170 274 t),
    • Gabriela Mistral (104 274 t),
    • Salvador (50 561 t),
    • Ministro Hales, près de Chuquicamata, (104 087 t),
    • détient 49 % de la mine d’El Abra, exploitée par Freeport, avec une part de 40 000 t,
    • et 20 % d’Anglo American Sur qui exploite les mines de Los Bronces et El Soldado, avec une part de 84 450 t.

En 2019, la production de molybdène, associée à celle de cuivre, a été de 22 353 t, celle d’argent de 556,0 t, d’or de 2,4 t et d’acide sulfurique de 2,1 millions de t.
En 2019, les minerais extraits ont une teneur moyenne de 0,68 % de cuivre.
En valeur, les revenus de la société ont été réalisés, en 2018, à 92 % par la production de cuivre, 3,4 % par celle de molybdène et 3,4 % par celle des autres coproduits (argent, or et acide sulfurique).
Le cuivre a été vendu à 56 % sous forme de cathodes, 40 % de concentrés, 4 % de blister et anodes.
12 % de l’électricité chilienne est consommée par Codelco.
Les réserves prouvées et probables sont de 7,698 milliards de t de minerai à 0,65 % en moyenne.

  • Les mines de Glencore sont situées en :
    • Australie (Mount Isa avec 220 500 t de cathodes et Cobar avec 43 500 t dans des concentrés),
    • Chili (44 % de Collahuasi avec 248 800 t dans des concentrés et Lomas Bayas avec 78 900 t de cathodes),
    • Pérou (33,75 % d’Antamina avec 151 400 t et Antapaccay avec 197 600 t dans des concentrés),
    • République Démocratique du Congo (Katanga, avec 234 500 t de cathodes et Mutanda, avec 103 200 t de cathodes),
    • Zambie (Mopani, avec 21 600 t de cathodes).

La production de cuivre a donné une co-production de 102 400 t de zinc, 42 200 t de cobalt, 346,9 t d’argent et 5,8  t d’or. Par ailleurs, la production de zinc a donné une coproduction de 85 800 t de cuivre et celle de nickel, de 44 200 t de cuivre.

  • Les mines de BHP-Billiton sont situées :
    • au Chili, avec la mine de Pampa Norte (242 700 t de cathodes en 2019-20) et avec 57,5 % de la mine d’Escondida (359 900 t dans des concentrés et 149 200 t de cathodes),
    • au Pérou, avec 33,75 % de la mine d’Antamina (124 500 t dans des concentrés),
    • en Australie avec la mine Olympic Dam (171 600 t de cathodes).
  • Freeport-McMoRan a produit, en 2019 :
    • 660 350 t aux États-Unis avec les mines, dans l’Arizona, de Morenci détenue à 72 % (331 000 t), Bagdad (98 900 t), Sierrita (72 600 t), Miami (6 890 t) et Safford (49 800 t) et au Nouveau Mexique de Chino (79 400 t) et Tyrone (21 800 t),
    • 81 650 t au Chili avec 51 % de la mine de El Abra – en commun avec Codelco,
    • 453 600 t au Pérou avec 53,56 % de la mine de Cerro Verde,
    • 272 160 t en Indonésie, avec 90,64 % de la mine de Grasberg.

Outre celle de cuivre, la production de molybdène a été de 34 900 t, celle d’or de 22,4 t.
Les réserves prouvées et probables sont de 37,8 millions de t de cuivre, 1,5 million de t de molybdène, 7 820 t d’argent et 501 t d’or.

  • Grupo México, au travers de sa filale Southern Copper, exploite :
    • au Mexique, dans l’État de Sonora, les mines à ciel ouvert de Buenavista avec, en 2019, 338 000 t de cuivre dans des concentrés et 100 100 t sous forme de cathodes et La Caridad avec 107 200 t de cuivre dans des concentrés et 25 900 t sous forme de cathodes et les mines souterraines de Charcas, San Martin et Santa Barbara, avec 8 300 t de cuivre,
    • au Pérou, Cuajone avec 156 400 t de cuivre dans des concentrés et Toquepala, avec 231 700 t de cuivre dans des concentrés et 26 300 t de cathodes,
    • et au travers de sa filiale Asarco, aux États-Unis, dans l’Arizona, en 2018, Mission avec, 43 500 t de cuivre dans des concentrés, Ray, avec 37 400 t dans des concentrés et 18 300 t de cathodes et Silver Bell, avec 19 100 t de cathodes.

Les réserves prouvées et probables sont de 67,6 millions de t de cuivre.

  • Antofagasta, exploite, au Chili les mines de :
    •  Los Pelambres, détenue à 60 %, avec une production, en 2019, de 363 400 t de cuivre, 11 200 t de molybdène et 1,9 t d’or,
    • Centinela, détenue à 70 %, avec 276 600 t de cuivre, 400 t de molybdène et 6,9 t d’or,
    • Antucoya, détenue à 70 %, avec 71 900 t de cuivre,
    • Zaldivar, détenue 50/50 avec Barrick Gold, avec 58 100 t de cuivre, en propre.

Les réserves prouvées et probables sont de 4,482 milliards de t de minerai renfermant 0,45 % de cuivre. L’exploitation du cuivre a engendré la coproduction de 11 600 t de molybdène et 8,8 t d’or.

  • KGHM exploite :
    • 3 mines souterraines dans le sud-ouest de la Pologne :
      • à Lubin, avec, en 2019, 73 500 t de cuivre dans les concentrés,
      • Polkowice-Sieroszowice, avec 194 600 t,
      • Rudna, avec 181 300 t,
    • et après l’acquisition, en 2012, de la société canadienne Quadra FNX Mining, KGHM exploite :
      • deux mines au Canada, dans la région de Sudbury, dans l’Ontario, Morrison (fermée en mars 2019) et Mc Creedy West, avec 4 200 t de cuivre, 900 t de nickel, 1,2 t de palladium, platine et or,
      • deux mines aux États-Unis, Robinson, dans le Nevada, avec 48 800 t de cuivre, 1,1 t d’or et du molybdène et Carlota dans l’Arizona avec 3 200 t de cuivre,
      • deux mines au Chili, Franke, avec 19 000 t de cuivre et 55 % de Sierra Gorda, avec 45 % pour Sumitomo, avec 108 200 t de cuivre (59 500 t pour KGHM), 5 100 t de molybdène, 14,6 t d’argent et 1,3 t d’or.

En Pologne, la production d’argent coproduit est de 1 393 t. Le gisement polonais, découvert en 1957, est situé entre 600 et 1380 m de profondeur avec une épaisseur moyenne de 4,8 m et occupe une surface de 550 km2. La production a commencé en 1968. En Pologne, en 2019, 29,9 millions de t de minerai ont été extraites avec une teneur moyenne de 1,50 % de Cu et 48,7 g/t d’argent. Les réserves prouvées et probables sont de 22,7 millions de t de cuivre, 178 875 t de molybdène, 52 388 t d’argent, 67 232 t de nickel, 8,4 t d’or, 2,4 t de palladium, 1,1 t de platine.

En 2018, la production totale a été de 633 900 t de cuivre, 30 100 t de plomb, 6 946 t de molybdène, 2 210 t de nickel (en 2015), 1 205 t d’argent, et en 2015, 87 t de sélénium, 5 t de rhénium, 2,7 t d’or, 2 t de platine et palladium.

  • First Quantum, exploite :
    • en Zambie, les mines de Kansanshi, avec, en 2019, une production de 232 200 t de cuivre et 4,5 t d’or, et de Sentinel, qui a démaré sa production en novembre 2016, avec 220 000 t de cuivre,
    • en Espagne, la mine de Las Cruces, avec 48 100 t de cuivre,
    • en Turquie, la mine de Çayeli, avec 16 700 t de cuivre et 5 000 t de zinc,
    • en Mauritanie, la mine de Guelb Moghrein, avec 29 600 t de cuivre, 1,4 t d’or et 542 000 t de concentré de magnétite,
    • en Finlande, la mine de Pyhäsalmi, avec 8 000 t de cuivre, 12 000 t de zinc et 554 000 t de pyrite.
    • au Panama a débuté, en 2019, l’exploitation de la mine à ciel ouvert de Cobre Panama, dans le district de Donoso, avec une production de 79 800 t de cuivre et 1,9 t d’or. Les réserves prouvées et probables sont, fin 2019, de 3,075 milliards de t de minerai renfermant 0,38 % de Cu, 0,0059 % de Mo, 1,36 g/t de Ag et 0,07 g/t de Au.
  • Anglo American, exploite au Chili :
    • les mines de Los Bronces et El Soldado avec une participation de 50,1 % et une production, en 2019, de 296 000 t de cuivre dans des concentrés, 39 000 t de cathodes à Los Bronces et de 54 200 t de cuivre dans des concentrés à El Soldado,
    • la mine de Collahuasi avec une participation de 44 % et une production de 248 800 t de cuivre, en propre, dans des concentrés.

Les réserves prouvées et probables sont de 37,9 millions de t de cuivre.

  • Les mines de Rio Tinto sont situées :
    • aux États-Unis où Kennecott Utah Copper exploite la mine de Bingham Canyon avec, en 2019, 186 800 t,
    • au Chili, avec 30 % de la mine d’Escondida et 341 600 t,
    • en Mongolie, avec 33,5 % de la mine d’Oyu Tolgoi et 49 100 t,
    • en Indonésie, avec une participation dans la mine de Grasberg qui n’a pas donné de production en 2019.

Les coproductions associées à l’extraction du cuivre sont, en 2019, de 11 200 t de molybdène, 168,3 t d’argent et 12,1 t d’or. Les réserves prouvées et probables sont de 15,5 millions de t de cuivre, 136 000 t de molybdène, 1 508 t d’argent et 163 t d’or.

Réserves : en 2019. Monde : 870 millions de t de cuivre contenu.

en millions de t de cuivre contenu
Chili 200 États-Unis 51
Australie 87 Indonésie 28
Pérou 87 Pologne, en 2015 28
Russie 61 Chine 26
Mexique 53 Kazakhstan 20
Source : USGS

En 1950, les réserves étaient de 90 millions de t. En 1970, de 280 millions de t. Entre 2005 et 2015, alors que 182 millions de t ont été exploitées, les réserves ont augmenté de 250 millions de t.

Une étude de l’USGS, à partir d’un raisonnement géologique sur les types de gisements de cuivre, leur teneur moyenne en cuivre…, estime en 2013, que les réserves étant de 690 millions de t, les ressources identifiées sont de 2 100 millions de t et les ressources non identifiées seraient de 3 500 millions de t.

Marché international : il est important car les pays producteurs et consommateurs (sauf les États-Unis) sont distincts. Le commerce international porte sur les concentrés, le blister et surtout sur le cuivre raffiné (voir plus loin).

Principaux pays exportateurs de minerai et concentrés de cuivre, en 2019, sur un total exporté de 36,585 millions de t.

en milliers de t de produit
Chili 13 111 Brésil 1 130
Pérou 8 259 Kazakhstan 1 073
Australie 1 944 Espagne 1 031
Mexique 1 405 Indonésie 677
Mongolie 1 404 Arménie 562
Source : ITC

Les exportations chiliennes ont porté, en cuivre contenu, en 2019, sur un total de 5 420 500 t dont 1 843 800 t dans des minerais ou concentrés, 396 000 t de blister et 3 179 300 t de cuivre raffiné. Les exportations chiliennes de concentrés ont été destinées, en 2019, à la Chine pour 54 %, au Japon pour 18 %, à la Corée du Sud pour 8 %, à l’Inde pour 4 %…

Principaux pays importateurs de minerai et concentrés de cuivre, en 2019, sur un total importé de 36,070 millions de t.

en milliers de t de produit
Chine 22 024 Inde 758
Japon 4 790 Bulgarie 731
Corée du Sud 1 732 Russie 483
Espagne 1 493 Finlande 458
Allemagne 1 020 Brésil 451
Source : ITC

Les importations chinoises proviennent du Chili à 35 %, du Pérou à 27 %, de Mongolie à 6 %, du Mexique à 6 %.

Situation française : pas de production minière et l’industrie métallurgique est peu développée. Les réserves sont très faibles, avec 200 000 t à Rouez dans la Sarthe, 150 000 t à Chessy dans le Rhône, 15 000 t à Salsigne dans l’Aude.

Métallurgie

Selon 2 voies :

  • Pyrométallurgique destinée aux minerais sulfurés. Elle concerne, en 2019, 82 % de la production et nécessite un raffinage ultérieur. Elle est approvisionnée principalement par des concentrés qui représentent 84 % du cuivre traité. Les 16 % restant proviennent du recyclage de déchets.
  • Hydrométallurgique destinée aux minerais oxydés ou aux minerais sulfurés pauvres traités par biolixiviation. Elle concerne, en 2019, 18 % de la production et ne nécessite pas de raffinage ultérieur. Elle est réalisée dans des installations obligatoirement proches de l’extraction minière.

Pyrométallurgie

Elle est effectuée en 3 étapes suivies d’un raffinage.

Grillage partiel des concentrés vers 550-650°C : l’oxydation partielle des sulfures de fer, présents à des teneurs élevées systématiquement dans tous les minerais sulfurés, donne un « mixte » composé de sulfures de cuivre et de fer et d’oxyde de fer. As et Sb sont éliminés sous forme de composés volatils et récupérés.

Fusion pour matte : la poursuite de l’oxydation, à 1100-1200°C, a lieu après la fusion des concentrés.

L’oxyde de cuivre formé réagit avec le sulfure de fer restant selon la réaction :

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

FeO passe, sous forme de silicates, dans les scories qui surnagent sur une matte fondue (formée de Cu2S et FeS restant). La plus grande partie du fer est ainsi éliminée ainsi qu’une partie du plomb. La fusion a lieu dans des fours réverbères, électriques ou flash-smelting afin de limiter la pollution par les fumées riches en SO2. En 2019, les fours flash-smelting donnent 67 % de la production, les fours réverbères 14 %, les fours électriques 4 %.

Conversion : poursuite de l’oxydation de la matte liquide par de l’air ou du dioxygène, vers 1300°C, en 2 étapes dans des convertisseurs de type Pierce-Smith ou Hoboken pendant une durée d’environ 4 heures.

  • 1ère phase de soufflage scorifiant : élimination totale du fer et des autres éléments métalliques plus oxydables que le cuivre qui passent dans des scories. Il reste Cu2S appelé matte blanche.
  • 2ème phase de soufflage pour cuivre selon la réaction :

Cu2S + 3/2 O2 = Cu2O + SO2

2 Cu2O + Cu2S = 6 Cu + SO2

On obtient du cuivre noir, appelé blister, contenant de 98 à 99,5 % de Cu. Il reste un peu de Cu2O. Le dioxyde de soufre est récupéré pour produire de l’acide sulfurique, avec une production moyenne de 2,7 t d’acide par t de cuivre.

Principales installations industrielles d’élaboration de blister, en 2020 :

en milliers de t de capacité annuelle
Guixi (Jiangxi, Chine) 600 Besshi (Ehine, Japon) 450
Birla Copper (Gujarat, Inde) 500 Saganoseki (Ohita, Japon) 450
Chuquicamata (Chili) 450 El Teniente (Chili) 400
Jinchuan (Chine) 450 Xangguang (Chine) 400
Hambourg (Allemagne) 450 Sterlite (Inde) 400
Source : ICSG

Raffinage du blister : principalement par électrolyse à anode soluble.

Le blister est coulé sous forme d’anodes de 350 kg, 1 m2 de surface, 13 à 50 mm d’épaisseur.

Les cathodes sont formées de feuilles de départ minces de cuivre raffiné (8 kg). Chaque cellule contient par exemple 30 anodes et 31 cathodes. L’électrolyse est réalisée à 65°C. Les cathodes sont changées tous les 10 jours, les anodes solubles tous les 20 jours (chaque anode donne 2 cathodes). Les cathodes obtenues ont une teneur en cuivre de 99,99 %. La tension appliquée entre les électrodes est de 0,25 à 0,4 V avec une consommation électrique de 250 kWh/t Cu. La composition du bain d’électrolyse est la suivante : Cu2+ : 45 g/L, H2SO4 : 185 g/L.

Les impuretés métalliques présentes dans le blister soit restent en solution ou précipitent (Zn, Fe, Ni, Co, Sn, Pb) soit sont insolubles (Ag, Au, Pt) et elles sont récupérées dans les boues anodiques. D’autres impuretés (As, Sb, Bi) se déposent, en partie avec le cuivre, et devront être éliminées ultérieurement. La purification de 100 t de cuivre donne de 0,5 à 1 t de boues de composition moyenne : Cu : 20 à 50 %, Ag : 5 à 25 %, Au < 4 %, ainsi que : As, Sb, Sn… On estime que 80 % de l’argent et 15 % de l’or produits dans le monde, sont extraits de boues provenant de l’électro-affinage de métaux, principalement de cuivre.

Les coûts, par exemple pour la société Codelco, se répartissent ainsi : extraction minière : 18 %, concentration : 34 %, pyrométallurgie : 31 %, raffinage : 12 %, services communs : 5 %.

En France, la seule usine de raffinage du cuivre, la Compagnie Générale d’Électrolyse du Palais (87, contrôlée à 58 % par Pechiney), qui produisait 63 113 t de cuivre, en 1996, a fermé en 1998. Elle traitait du cuivre recyclé et du blister importé.

Principales installations industrielles de raffinage, en 2020 :

en milliers de t de capacité annuelle
Guixi (Jiangxi, Chine) 1100 Birla Copper (Gujarat, Inde) 500
Shandong (Chine) 700 Sterlite (Inde) 460
Daye (Hubei, Chine) 600 Pyshma (Russie) 460
Jinchuan (Chine) 600 Toyo/Niihama (Japon) 450
Yunnan Copper (Chine) 500 Chuquicamata (Chili) 450

Source : ICSG

Le blister peut être également purifié par affinage thermique afin d’éliminer une partie des impuretés plus oxydables que le cuivre : Fe, S, As, Pb, Sb. On procède par soufflage d’air dans le bain de blister liquide. Lors de cette opération une partie du cuivre s’oxyde en Cu2O. Afin de réduire cet oxyde on peut procéder par perchage avec du bois vert (Codelco utilisait de l’eucalyptus) dont l’immersion provoque un dégagement brutal de CO et H2 lors de sa combustion. Le bois peut être remplacé par des produits pétroliers ou divers autres réducteurs. Ce procédé est très minoritaire par rapport au raffinage électrolytique à anode soluble.

Hydrométallurgie

Le traitement des minerais par ce procédé entraîne une pollution atmosphérique nettement plus faible que lors des opérations pyrométallurgiques, mais les métaux précieux restent dans la gangue et ne sont donc pas récupérés. Ce procédé concerne, principalement les minerais « oxydés » facilement solubles mais aussi, de plus en plus, les minerais sulfurés de faible teneur à l’aide de l’assistance de bactéries lors des opérations de lixiviation, appelées alors biolixiviation.

Historiquement, les premières opérations d’hydrométallurgie ont été effectuées, en 1670, lors du traitement du minerai de Rio Tinto, en Espagne. Après lixiviation, la solution contenant de 0,3 à 3,5 g/L de Cu était traitée par cémentation à l’aide de fer (1,4 à 2 kg de Fe/kg de Cu). Le cément obtenu contenait de 85 à 90 % de cuivre. Depuis la fin du XXème siècle, cette technique est abandonnée et supplantée par l’extraction par solvant.

L’hydrométallurgie des minerais de cuivre comporte trois opérations successives (le procédé est dénommé SX/EW : extraction par solvant/électro-extraction) :

Une dissolution des minerais par lixiviation généralement réalisée à l’aide d’acide sulfurique (1 à 15 g d’acide/L). Lorsque la gangue est basique (calcaire ou dolomitique), le coût de la lixiviation acide devient prohibitif, elle est remplacée par une lixiviation à l’aide d’une solution aqueuse d’ammoniac. La solution obtenue titre de 1 à 6 g de Cu par litre, concentration trop faible pour pouvoir subir une électrolyse, car sa faible conductivité entraînerait une résistance élevée au passage du courant électrique et une consommation d’énergie importante par effet Joule.

Une extraction par solvant spécifique qui permet après déextraction à l’aide d’acide sulfurique (160 à 260 g d’acide/L) d’obtenir une solution contenant de 40 à 70 g de Cu2+/L. Les solvants utilisés, quélates bidentates, sont des hydroxyphényloximes ((C6H3)R(OH)NOHA) avec R un radical C9H19 ou C12H23 et A : H pour les aldoximes ou CH3 ou C6H5 pour les kétoximes. Le solvant est dilué dans du kérosène. L’équation de l’équilibre mis en jeu lors de l’extraction – déextraction est la suivante :

Cu2+aq + 2 RHorg = CuR2org + 2 H+aq

L’équilibre est déplacé vers la droite lors de l’extraction puis vers la gauche lors de la déextraction avec récupération et recyclage du solvant.

Une électrolyse de la solution aqueuse contenant Cu2+ entre une anode insoluble en plomb (avec ajout de 6 % de Sb) de 100 kg qui a une durée de vie d’environ 4 ans et une cathode en cuivre sous forme d’une feuille de départ de 5 kg. La composition du bain d’électrolyse varie de 15 g H2SO4/L et 70 g Cu2+/L avant électrolyse jusqu’à 80 g H2SO4/L, et 25 g Cu2+/L après électrolyse, la solution appauvrie en Cu2+ et enrichie en acide, étant recyclée. La tension est comprise entre 2 et 2,5 V (dont tension thermodynamique : 0,89 V, surtension O2 : 0,6 V, chute ohmique : 0,6 V) avec une densité de courant de 150 à 300 A/m2. La consommation électrique est importante (de 2000 à 2500 kWh/t de Cu) et l’acide sulfurique représente 16 % des coûts de production du procédé hydrométallurgique.
Les cathodes sur lesquelles se dépose le cuivre sont déchargées tous les 5 à 6 jours lorsqu’elles atteignent 60 kg. Elles titrent 99,8 % Cu et sont utilisées sans raffinage ultérieur pour des usages non électriques du cuivre (le plomb est dans ce cas une impureté gênante).

Biolixiviation : l’hydrométallurgie est également utilisée pour traiter des minerais sulfurés mais il faut, à la lixiviation classique associer une attaque bactériologique, appelée biolixiviation car les minerais sulfurés sont difficilement solubles. Les bactéries utilisées (thiobacillus ferrooxidans, thiobacillus thiooxidans, leptospirillum ferrooxidans) se développent naturellement dans les gisements sulfurés, le maximum de leur développement étant atteint pour des pH compris entre 1,8 et 2,8 et des températures comprises entre 30 et 35°C. Leur concentration naturelle dans les gisements varie de 106 à 1010/cm3 en surface à 103/cm3 en profondeur. Par ailleurs, les solutions ne doivent pas être trop concentrées en cuivre, toxique pour ces bactéries si sa concentration dépasse 3 g/L. Elles tirent leur énergie de l’oxydation des formes réduites du soufre et de celle du fer (II) en fer (III). Ces bactéries catalysent l’oxydation, par le dioxygène de l’air, des ions sulfures et du soufre en ions sulfates et des ions Fe (II) en Fe (III) (réactions 1,2,4) :

CuFeS2 + 4 O2 = Cu2+ + Fe2+ + 2 SO42- (1)

4 Fe2+ + O2 + 4 H+ = 4 Fe3+ + 2 H2O (2)

CuFeS2 + 4 Fe3+ = Cu2+ + 5 Fe2+ + 2 S (3)

2 S + 3 O2 + 2 H2O = 4 H+ + 2 SO42- (4)

La biolixiviation est employée pour traiter des minerais de faible teneur ou les stériles de traitements antérieurs. Elle peut être utilisée in situ mais est surtout employée pour traiter des minerais ou des stériles disposés en tas (concassés en grains de 6 à 10 mm puis agglomérés avec 3 à 7 kg d’acide sulfurique par tonne de minerai) sur des sols étanches. La solution lixiviante (pH de 1,5 à 2) enrichie d’éléments nutritifs pour les bactéries (azote…) percole à travers le minerai en s’enrichissant en cuivre (II). La biolixiviation en tas dure de 3 à 6 mois. Par exemple, à Bingham Canyon, aux États-Unis, un minerai de faible teneur (inférieure à 0,4 % de Cu) disposé en amas de plusieurs millions de t permet de récupérer ainsi jusqu’à 200 t/jour de cuivre. La biolixiviation de minerais sulfurés de faible teneur a débuté en mai 2006 à la mine d’Escondida avec 180 000 t de Cu/an. Le minerai est disposé sur une aire de traitement de 5 km sur 2 km. Le taux de récupération du cuivre est d’au moins 36 %. Les réserves sont ainsi, en 2018, de 1,67 milliard de t de minerai sulfuré à 0,42 % de Cu.

Après dissolution du cuivre par biolixiviation, la solution obtenue subit la suite des opérations classiques d’hydrométallurgie (voir plus haut).

Production de cuivre par hydrométallurgie : en 2019. Monde : 3,825 millions de t, Union européenne (Espagne et Chypre) : 48 700 t.

en milliers de t
Chili 1 580 Birmanie 133
R. D. du Congo 842 Pérou 66
États-Unis 535 Laos 60
Zambie 238 Chine 55
Mexique 158 Espagne 48
Source : Cochilco

Au Chili, en 2019, sur une production totale de 5 787 400 t, 1 580 200 t sont obtenues directement sous forme de cathodes par hydrométallurgie, 1 011 200 t sous forme de blister soit exportées soit raffinées sur place pour donner 688 900 t raffinées par anode soluble. Il y a 7 unités de production de blister et 3 raffineries par anodes solubles.

Aux États-Unis, en 2019, sont en activité : 3 fonderies produisant du blister, 3 raffineries par anodes solubles, 4 raffineries thermiques, 14 exploitations de lixiviation-extraction par solvant-électrolyse.

Après métallurgie, quel que soit le procédé utilisé, le cuivre se présente sous forme de cathodes.

Productions métallurgiques

Blister : en 2019. Monde : 17,952 millions de t, Union européenne (Pologne, Allemagne, Bulgarie, Espagne…) : 2,226 millions de t.

en milliers de t
Chine 7 083 Pologne 541
Japon 1 507 Allemagne 526
Chili 1 011 États-Unis 486
Russie 964 Kazakhstan 440
Zambie 829 Australie 392
Corée du Sud 573 Iran 304
Source : Cochilco

Cuivre raffiné : en 2019. Monde : 23,619 millions de t, Union européenne (Allemagne, Pologne, Espagne, Belgique…) : 2,547 millions de t.

en milliers de t
Chine 9 447 Corée du Sud 638
Chili 2 269 Allemagne 600
Japon 1 495 Pologne 567
États-Unis 1 057 Kazakhstan 477
Russie 1 020 Zambie 458
R. D. du Congo 842 Mexique 448
Source : Cochilco

En 2018, pour l’ensemble de la production de cuivre raffiné 83 % provient d’une production primaire et 17 % d’une production secondaire.

Principaux pays exportateurs de cuivre raffiné : en 2019, sur un total de 9,276 millions de t.

en milliers de t
Chili 2 234 Australie 414
Russie 702 Chine 316
R. D. du Congo 674 Pologne 290
Japon 555 Corée du Sud 275
Kazakhstan 443 Pérou 257
Source : ITC

Les exportations chiliennes sont destinées à 44 % à la Chine, 19 % aux États-Unis, 10 % à la Corée du Sud, 7 % à Taipei chinois.

Principaux pays importateurs de cuivre raffiné : en 2019.

en milliers de t
Chine 3 720 Émirats Arabes Unis 424
États-Unis 678 Thaïlande 407
Allemagne 608 Turquie 341
Italie 573 Malaisie 299
Taipei chinois 485 Vietnam 264
Source : ITC

Les importations chinoises proviennent à 29 % du Chili, 8 % du Kazakhstan, 7 % de Russie, 6 % de République Démocratique du Congo.

Évolution historique de la production de cuivre (d’après Pour la Science n°228) :

Elle a débuté il y a 7 mille ans à partir de cuivre natif. A l’époque de l’empire romain la production atteignait 15 000 t/an (entre 250 avant J.C. et 350 après J.C., la production cumulée aurait été de 5 millions de t). En Europe, jusqu’au XVIIIème siècle, on assiste à une stagnation de la production à des valeurs inférieures à 2 000 t/an. En Chine, sous la dynastie Sung (X – XIIème siècle), la production était de 13 000 t/an. Ces pointes de production ont été retrouvées par analyse des glaces du Groenland. Dans l’Antiquité et au Moyen Age, la dissémination de cuivre dans l’atmosphère représentait 15 % de la production. Actuellement celle-ci n’est que de 0,25 %. Les quantités de cuivre déposées sur la calotte glaciaire du Groenland au cours des 2500 ans qui ont précédé la révolution industrielle sont 15 fois plus importantes que celles déposées entre le début de la révolution industrielle et nos jours.

Fin 1992, on a assisté à la fermeture, sûrement du plus vieux lieu de travail industriel, au monde : la mine de Falun, en Suède, en activité depuis plus de 1000 ans. Au XVI-XVIIème siècle, elle produisait les 2/3 du cuivre mondial et a fait la richesse de la Suède. Au total ont été extraites de cette mine 500 000 t de Zn, 400 000 t de Cu, 160 000 t de Pb, 380 t de Ag, 5 t de Au.

Recyclage

Lors de son utilisation, une grande partie du cuivre ne se dégrade pas et peut donc être recyclé. On estime que 85 % du cuivre en circulation est récupérable et que sa durée moyenne d’utilisation est de 30 ans (de quelques années dans les applications en électronique jusqu’à plus de 100 ans dans la construction). Le cuivre recyclé est soit raffiné, de façon identique au blister, soit réutilisé directement (dans le cas des câbles électriques, de certains alliages ou des chutes neuves de fabrication).

On estime que 80 % du cuivre extrait depuis la préhistoire est toujours en circulation. En 2016, le stock de cuivre en cours d’utilisation est de 452 millions de t sur un total de 590 millions de t de cuivre produit depuis 1900. Ce cuivre en cours de circulation est présent à 70 % dans des applications électriques, immobilisées à 55 % dans la construction, 15 % dans des infrastructures, 10 % dans l’industrie, 10 % dans les transports, 10 % dans les équipements.

En 2018, sur une consommation mondiale de 30,053 millions de t de cuivre, 5,721 millions de t proviennent de cuivre recyclé après simple fusion et 3,365 millions de t de déchets de cuivre ayant subi un raffinage, soit 30,2 % de la consommation.

En 2014, la part du recyclage est de 45 % en Europe, 34 % en Asie, 31 % en Amérique du Nord et 20 % dans le reste du monde.

On estime que le stock de cuivre présent dans les véhicules automobiles est d’environ 3 millions de t en Europe et aux États-Unis, avec le recyclage de 200 000 à 250 000 t de cuivre par an dans chacune des entités géographiques.

Aux États-Unis, en 2019, 710 000 t ont été recyclées à partir de chutes de fabrication, 160 000 t à partir de matériaux usagés. Au total, dans ce pays, le recyclage couvre 35 % de la consommation.

L’économie circulaire du cuivre : en 2018, en millions de t, schéma simplifié d’après « The World Copper Factbook 2020 », document de l’ICSG.

 

Situation française

En 2019.

Commerce extérieur

Exportations :

  • Cuivre raffiné sous forme de cathodes : 3 681 t, vers l’Espagne à 52 %, l’Italie à 37 %, l’Allemagne à 6 %.
  • Fil machine : 89 542 t vers la Belgique à 14 %, la Suisse à 14 %, l’Italie à 11 %, le Maroc à 8 %.
  • Tuyaux : 3 235 t vers l’Algérie à 30 %, le Maroc à 17 %, la Serbie à 8 %.
  • Sulfate de cuivre : 743 t vers l’Espagne à 23 %, l’Allemagne à 14 %, la Turquie à 14 %, l’Iran à 10 %.

Importations :

  • Cuivre raffiné sous forme de cathodes : 176 072 t du Chili à 60 %, de Pologne à 15 %, de Belgique à 7 %, de République Démocratique du Congo à 6 %.
  • Fil machine : 44 662 t d’Italie à 54 %, de Belgique à 23 %, d’Allemagne à 19 %.
  • Tuyaux : 28 944 t d’Italie à 33 %, de Grèce à 31 %, d’Allemagne à 18 %, de Chine à 8 %.
  • Sulfate de cuivre : 5 342 t de Turquie à 47 %, de Pologne à 16 %, du Mexique à 7 %, d’Espagne à 7 %.

Consommation de cuivre raffiné

En 2019 : 199 400 t.

La France est absente d’une grande partie du cycle du cuivre, en particulier de la métallurgie et du raffinage, contrairement à l’Allemagne et la Belgique. Par contre, elle possède une importante industrie de première transformation.

L’industrie française de première transformation de cuivre

Fabrication de fils et câbles : elle est réalisée par tréfilage lui même alimenté par « fil machine ». Le « fil machine » est réalisé par coulée continue puis laminage à chaud. Il se présente sous forme de bobines pesant jusqu’à 7 t (fils de diamètre, en général, 8 mm et jusqu’à 20 mm).

Principal producteur : Nexans, société française, parmi les deux premiers mondiaux pour les câbles de télécommunications et d’énergie.
Produit des câbles en cuivre ou en aluminium mais aussi des fibres optiques. Les câbles sont utilisés pour transporter de l’électricité, des communications, des données informatiques…
Consommation, en 2019, dans le monde de 525 000 t de cuivre et 110 000 t d’aluminium.
En France, une usine de fabrication de « fil machine », exploitée par la Société Lensoise de Cuivre (SLC), avec une capacité de production de 180 000 t/an.
Une usine de recyclage de cuivre et d’aluminium à Noyelles Godault (62) avec 36 % de la société Recycâbles, en association avec Sita, filiale du groupe Suez Environnement, production 18 000 t/an. Par ailleurs, Next Metal, filiale de Sita, recycle des câbles et des métaux non ferreux à Isigny-le-Buat (50).

Autres producteurs en France :
Prysmian France, filiale du groupe italien Prysmian (ex Pirelli depuis 2005). Usines à Paron (89) : 25 000  t/an de câbles, Charvieu (38) : 34 000 t/an de câbles, Chavanoz (38), Amfreville (76), Angy (60), La Bresse (88).
General Cable, avec une usine à Montereau (77), production de 70 000 t/an de câbles (en tous matériaux). En 2018, la société a fusionné avec Prysmian.
Alsafil, à Sélestat (67), filiale de Lebronze Alloys, produit du fil machine et des fils de divers alliages de cuivre.

Fabrication de demi-produits (barres, fils, profilés, tubes, laminés) directement ou après élaboration d’alliages par fonderie.

Principal producteurs : KME Group, société italienne, 1er producteur mondial de demi-produits en cuivre et alliages, avec 392 000 t/an.
Usines de production en France (Tréfimétaux jusqu’en 2007) : Boisthorel (61), Givet (08), Niederbrück (68).

Autres producteurs en France : Gindre Duchavany (filiale du groupe autrichien Umcor Holding), usine à Pont-de-Cheruy (38), Le Bronze Industriel, filiale de Lebronze Alloys, à Suippes (51), Taverny (95), Forges de Trie-Château (60)…

Utilisations

Consommations mondiales : en 2019, hors recyclage par simple fusion. Monde : 23,886 millions de t, Union européenne : 3,136 millions de t.

en milliers de t de cuivre raffiné
Chine 12 799 Inde 527
États-Unis 1 850 Turquie 464
Allemagne 1 017 Mexique 442
Japon 1 011 Taipei chinois 371
Corée du Sud 633 Espagne 361
Italie 553 Thaïlande 356
Source : Cochilco

En prenant en compte le cuivre recyclé par simple fusion, la consommation mondiale est, en 2018, de 30,053 millions de t.

En 1995, la consommation chinoise représentait 10 % de la consommation mondiale, 53,6 % en 2019.

Formes d’utilisations : en 2019.

Dans des demi-produits, sur un total de 23,102 millions de t, répartition :

en %
Monde Chine Union européenne
Câbles 74 % 71 % 77 %
Barres 3 % 2 % 3 %
Feuilles 11 % 12 % 8 %
Tubes 13 % 14 % 12 %

Source : IWCC

Dans des alliages, sur un total de 6,815 millions de t, répartition :

en %
Monde Chine Union européenne
Câbles 10 % 12 % 4 %
Barres 45  % 31 % 63 %
Feuilles 38 % 47 % 26 %
Tubes 8 % 10 % 7 %

Source : IWCC

Pour l’élaboration des semi-produits en cuivre, la Chine possède 40 % des capacités mondiales de production avec 559 usines.

Le fil machine représente 61 % des capacités mondiales de production des semi-produits en cuivre avec 34,9 millions de t/an.

Pour les alliages de cuivre, voir ce chapitre.

Secteurs d’utilisations : dans le monde, en 2019.

Équipements 32 % Transports 13 %
Constructions 28 % Industries 12 %
Infrastructures 16 %
Source : IWCC

Parmi les équipements, en 2019, les produits de consommation représentent 2,538 millions de t de cuivre, ceux destinés au froid (réfrigérateurs, climatisation), 2,376 millions de t, à l’électronique, 1,395 million de t.
Dans la construction, l’électricité représente 6,069 millions de t de cuivre, la plomberie, 1,345 million de t, l’air conditionné, 235 000 t.
Dans les infrastructures, le transport de l’électricité représente 3,859 millions de t de cuivre, les télécommunications, 834 000 t.
Les industries électriques ont consommé 1,782 million de t de cuivre, les autres, 1,682 million de t.
Dans les transports, les équipements électriques des automobiles ont représenté 2,234 millions de t de cuivre, les équipements non électriques des automobiles, 226 000 t, les autres types de transports, 1,317 million de t.

Utilisations particulières :

  • On estime, en Europe, que 8 millions de km de câbles de cuivre assurent le transport de courant électrique.
  • Résistant à la corrosion marine, il est utilisé pour des pompes et canalisations d’eau de mer.
  • Le transport de l’eau potable dans des canalisations en cuivre permet d’éviter le développement de bactéries telles que, par exemple, celles du genre légionella.
  • Fongicide : utilisé sous forme de chlorure ou de sulfate, par exemple dans la bouillie bordelaise qui contient, en présence de chaux, 20 % de sulfate de cuivre, afin de lutter en viticulture ou arboriculture, en particulier contre le mildiou.
  • Pigment pour céramiques et verres.
  • Le corps humain adulte contient 100 mg de cuivre. L’apport journalier recommandé par l’OMS est de 2 mg/jour avec une limite supérieure de 12 mg/jour qui ne doit pas être dépassée. Les principaux aliments riches en cuivre sont le foie de bœuf (39 mg/kg), le chocolat (36 mg/kg), les huîtres et légumes secs (9 mg/kg).
  • Couvertures et évacuation des eaux pluviales dans le bâtiment : utilisation relativement faible en France (5 000 t/an), plus importante en Allemagne (70 000 t/an) et Italie (60 000 t/an). En France, les couvertures de l’église de la Madeleine et de la Bourse, datant de Napoléon 1er, sont en cuivre. Le panthéon de Rome, au 2ème siècle après J-C, était recouvert de cuivre. Dans cette l’application, outre l’aspect esthétique et la résistance à la corrosion, l’avantage du cuivre réside dans son faible coefficient de dilatation : 1,68 mm/m pour 100°C.
  • L’or de bijouterie (750/1000) contient 15 % de Cu.
  • Automobile : un véhicule de gamme moyenne contient 2 km de câbles en cuivre ou en alliage de cuivre soit une masse d’environ 22,5 kg qui peut atteindre 45 kg pour les véhicules hybrides.
  • Les pièces de 1, 2 et 5 centimes d’euro, sont en acier recouvert par un mince dépôt électrolytique de cuivre. Les pièces de 10, 20 et 50 centimes d’euro sont en « nordic gold » c’est-à-dire en alliage contenant, en masse, 89 % de Cu, 5 % de Al, 5 % de Zn et 1 % de Sn. Les parties jaunes des pièces de 1 et 2 euros sont constituées d’un alliage (maillechort) contenant 75 % de Cu, 20 % de Zn et 5 % de Ni. Les parties blanches de ces pièces sont formées par un cœur de nickel pur inséré entre 2 couches d’un cupronickel constitué de 75 % de Cu et 25 % de Ni. Lors de la fabrication des premières pièces en euro, la consommation de cuivre a été de 180 000 t sur 2 ans, soit 2 % de la consommation européenne de cuivre pour produire 60 milliards de pièces.
    Aux États-Unis, les pièces de 1 cent sont en zinc recouvert d’un dépôt de cuivre, soit 2,5  % du poids de la pièce, les pièces de 5 cents renferment 75 % de cuivre.
  • Le cuivre est concurrencé par les fibres optiques dans les réseaux de télécommunications.
  • En 1997, début de l’utilisation, par IBM, du cuivre, en remplacement de l’aluminium, pour le transport des électrons dans les puces en microélectronique. La mise au point d’une couche barrière entre le silicium et le cuivre a permis d’éviter la diffusion de ce dernier dans le substrat de silicium.   

Bibliographie

 

Nickel

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structures cristallines Rayon métallique pour la coordinence 12
28 58,69 g.mol-1 [Ar] 3d8 4s2 cubique à faces centrées de paramètre a = 0,352 nm 124,6 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de Curie Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
8,90 g.cm-3 4 355°C 1 453°C 2 732°C 14,3.106 S.m-1 90,7 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKa : Ni2+aq/NiOH+aq pKs : Ni(OH)2 pKs : NiS alpha pKs : NiS bêta
1,91 9,86 14,7 18,5 24

Potentiels standards :

Ni2O3(s) + H2O + 2e = 2NiO(s) + 2OH E° = 0,42 V
NiO2(s) + 2H2O + 2e = Ni(OH)2(s) + 2OH E° = 0,49 V
Ni(OH)4(s) + e = Ni(OH)3(s) + OH E° > 0,6 V
Ni(OH)3(s) + e = Ni(OH)2(s) + OH E° = 0,48 V
NiO42- + 8H+ + 4e = Ni2+ + 4H2O E° > 1,8 V
Ni(OH)3(s) + 3H+ + e = Ni2+ + 3H2O E° = 2,08 V
Ni(OH)2(s) + 2e = Ni(s) + 2OH E° = -0,72 V
NiO2(s) + 4H+ + 2e = Ni2+ + 2H2O E° = 2,0 V
Ni2+ + 2e = Ni(s) E° = -0,25 V

Données thermodynamiques

Nickel cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 29,9 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 26,1 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 17,6 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 380,9 kJ.mol-1
Nickel gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 429,9 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 384,7 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 182,1 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 23,4 J.K-1mol-1

Données industrielles

Matières premières

La teneur moyenne de l’écorce terrestre est d’environ 75 ppm.

Dans les minerais, le nickel est souvent associé au fer, au cuivre, au chrome et au cobalt. En 2018, 72 % du cobalt extrait provient de mines de cuivre, 26 % de mines de nickel et 1 % de la mine de cobalt de Bou Azzer. 6,7 % des revenus des exploitations minières de nickel proviennent du cobalt. Dans le monde, en 2011, la production de nickel donne une coproduction de 98 000 t de cobalt, 472 t de platinoïdes, 10 t de scandium.

Deux principaux types de minerais se partagent l’approvisionnement en nickel primaire : les minerais sulfurés et les minerais oxydés. En 1990, la part des minerais sulfurés était de 70 %, celle des minerais oxydés de 30 %. En 2009-2010, les parts étaient sensiblement égales. En 2019, les proportions sont inversées, 29 % pour les minerais sulfurés, 71 % pour les minerais oxydés.

Minerais sulfurés

Ils se présentent sous forme de pentlandite, (Ni,Fe)9S8, associée, en général, à de la pyrrhotite (Fe7S8), de la pyrite (FeS2) et de la chalcopyrite (CuFeS2). Les exploitations minières sont, en général, souterraines. Ces gisements se sont formés, sauf pour le gisement de Sudbury, au Canada, après l’intrusion d’un magma au travers de la croûte terrestre, par cristallisation fractionnée. Le gisement de Sudbury est un cas particulier car il résulte, il y a 1,85 milliard d’années, de l’impact d’une météorite de 10 à 15 km de diamètre suivi de la fusion de la croûte terrestre. Les zones exploitées sont situées sur le bord extérieur d’un anneau de 60 x 30 km. La découverte du gisement date de 1883 lors de la construction du chemin de fer du Canadien Pacifique traversant le Canada.

Les minerais ont des teneurs de 0,7 à 3 % de nickel et contiennent du cuivre (environ 1 %), des platinoïdes, du cobalt, de l’argent et de l’or, qui sont récupérés. Ils sont concentrés, après broyage, par séparation magnétique puis par flottation à des teneurs de 10 à 15 % de Ni.

Ces minerais sont exploités en Russie, au Canada, en Australie de l’Ouest, en Chine, en Afrique Australe, en Finlande.

  • En Russie, la production est principalement assurée par la société Nornickel dans des complexes miniers et métallurgiques, situés dans la presqu’île de Tâimyr, en Sibérie occidentale, et dans la presqu’île de Kola, proche de la frontière norvégienne.
    • Les gisements de Ni-Cu-platinoïdes de Nornickel, dans la presqu’île de Tâimyr, sont regroupés dans la Polar division et la Medvezky Ruchey. Situés dans 2 zones avec 7 mines en exploitation, 6 souterraines et une à ciel ouvert, Norilsk au sud et Talnakh au nord, ils sont exploités entre 500 et 1500 m de profondeur. Le gisement le plus important est celui d’Oktiabrsky (zone de Talnakh) qui s’étend sur une surface de 3×1 km avec une épaisseur moyenne de 30 m. En 2019, la production a été de 18,4 millions de t de minerai possédant une teneur moyenne de 1,32 % de Ni, 2,24 % de Cu et 6,9 g/t de platinoïdes, le palladium étant plus abondant que le platine avec un rapport compris entre 3/1 et 4/1. Les taux de récupération sont de 83,1 % pour Ni, 95,2 % pour Cu et 85,2 % pour les platinoïdes lors de la concentration du minerai brut et de 94,6 % pour Ni, 94,1 % pour Cu et 95,8 % pour les platinoïdes lors des opérations métallurgiques d’obtention des produits finis. En 2019, la production a été de 356 000 t de Cu, 32,4 t de Pd et 7,8 t de Pt. Les concentrés miniers contenant le nickel sont transformés sur place en mattes qui sont traitées dans la presqu’île de Kola. Les réserves prouvées et probables sont de 673 millions de t de minerai à 0,92 % de Ni, 1,72 % de Cu, 4,19 g/t de Pd, 1,11 g/t de Pt, 0,24 g/t de Au.
    • Dans la presqu’île de Kola, la production, assurée par 4 mines, 3 souterraines et une à ciel ouvert, a été, en 2019, de 166 000 t de Ni, 87 000 t de Cu, 56,8 t de Pd et 13,7 t de Pt à partir de l’extraction de 7,9 millions de t de minerai contenant 0,55 % de Ni, 0,24 % de Cu et 0,1 g/t de platinoïdes. Les réserves prouvées et probables sont de 85 millions de t de minerai à 0,62 % de Ni, 0,30 % de Cu, 0,03 g/t de Pd, 0,02 g/t de Pt, 0,01 g/t de Au.
  • Au Canada, la société Vale exploite les gisements de Sudbury (Ontario) depuis 1885, Thompson (Manitoba) depuis 1960 et Voisey’s Bay (Labrador) depuis 2005. La société Glencore exploite des mines à Sudbury (Ontario) ainsi qu’à Raglan (Québec).
    • En 2019, la production des 7 mines souterraines de Sudbury exploitées par Vale a été de 3,669 millions de t de minerai contenant 1,68 % de Ni, 2,5 % de Cu, du cobalt, des platinoïdes, de l’or, de l’argent… En 2019, les productions ont été de 50 800 t de Ni, 93 000 t de Cu, 495 t de Co, 4,6 t de Pt, 5,66 t de Pd, 2,15 t d’or. Les réserves prouvées et probables sont de 58,1 millions de t de minerai contenant 1,38 % de Ni, 1,75 % de Cu, 0,04 % de Co, 1,26 g/t de Pt, 1,52 g/t de Pd, 0,47 g/t d’or.
    • La production par Vale de la mine souterraine de Thompson a été de 859 000 t de minerai contenant 1,78 % de Ni, du cuivre et du cobalt, soit une production de 11 300 t de Ni, 1 000 t de Cu et 80 t de Co. Les réserves prouvées et probables étaient, en 2015, de 20,6 millions de t de minerai contenant 1,71 % de Ni.
    • La mine à ciel ouvert de Voisey’s Bay a débuté sa production en novembre 2005. Le gisement avait été découvert, début 1995, par la société Diamond Fields Resources Inc lors de la recherche de diamants. L’extraction est de 6 000 t/jour de minerai avec production d’un concentré de cuivre et d’un concentré mixte Ni-Cu-Co. Les concentrés ont été dans un premier temps expédiés dans les raffineries de Sudbury (Ontario) et Thompson (Manitoba), avant la construction qui a débuté en 2009, d’une raffinerie à Long Harbour, à Terre Neuve, qui a reçu les premiers concentrés en mai 2015 et qui traite totalement la production de Voisey’s Bay depuis fin 2017. Le gisement a été acquis, en août 1996, par la société Inco absorbée depuis par Vale. En 2019, la production a été de 2,116 millions de t de minerai contenant 2,21 % de Ni, 1,19 % de Cu et du cobalt soit une production de 35 400 t de Ni, 25 000 t de Cu et 1 608 t de Co. Ses réserves prouvées et probables sont de 28,9 millions de t de minerai à 2,11 % de Ni, 0,92 % de Cu, 0,13 % de Co.
    • La production des mines canadiennes de Glencore a été, en 2019, de 60 300 t de nickel, 44 200 t de cuivre, 700 t de cobalt, 15,8 t d’argent, 0,9 t d’or, 3,5 t de palladium, 1,6 t de platine, 124 kg de rhodium. Les réserves prouvées et probables de Sudbury sont de 19,53 millions de t de minerai renfermant 1,88 % de Ni, 0,96 % de Cu, 0,04 % de Co, 0,40 g/t de Pt et 0,42 g/t de Pd, celles de Raglan de 10,39 millions de t renfermant 2,81 % de Ni, 0,76 % de Cu, 0,06 % de Co, 0,82 g/t de Pt et 2,01 g/t de Pd.

Minerais oxydés

Ces minerais sont exploités à ciel ouvert et ne peuvent pas être concentrés par voie physique. Ils ne contiennent pas de cuivre ni de métaux précieux, mais renferment du cobalt et sont humides avec une teneur en eau d’environ 25 %. On distingue :

  • Les minerais silicatés (saprolites) dans lesquels le nickel se substitue au magnésium de la serpentine (3MgO,2SiO2,2H2O). Appelés garniérite en Nouvelle-Calédonie (le plus important gisement mondial de minerais oxydés), leur teneur en Ni est de 2,3 à 3 % et le minerai contient, outre MgO et SiO2, 10 à 30 % de fer et du cobalt. Ces minerais sont également exploités en Colombie et, à des teneurs plus faibles, en Indonésie, République Dominicaine, Philippines, Brésil… En Nouvelle Calédonie, ils sont exploités par :
    • La société Le Nickel-SLN, détenue à 56 % par le groupe Eramet, 34 % par la STCPI (Société de Participation Minière du Sud Calédonien) regroupant les 3 provinces de l’île et 10 % par Nisshin Steel (Japon, filiale de Nippon Steel), voir ci-dessous la situation française. Le minerai extrait est transformé, en Nouvelle Calédonie, en ferronickel, voir le chapitre métallurgie.
    • La Société Minière du Sud Pacifique (SMSP), détenue à 87 % par la Province Nord et 5 % par les îles Loyauté possède 51 % de 2 sociétés :
      • Nickel Mining Company (NMC), en association avec le groupe sud-coréen Posco (SMSP : 51 % – Posco : 49 %) extrait du minerai destiné à alimenter principalement l’usine pyrométallurgique de Gwangyang en Corée du Sud. La production est de 3,6 millions de t/an d’un minerai à 1,89 % de Ni, afin de produire 54 000 t/an de ferronickel.
      • La société Koniambo Nickel, en association avec le groupe Glencore (SMSP : 51 % – Glencore : 49 %) exploite le massif de Koniambo dont les réserves prouvées et probables sont de 41,8 millions de t de minerai contenant 2,19 % de Ni. Un convoyeur de 11 km achemine le minerai jusqu’à l’usine métallurgique de production de ferronickel. La production de ferronickel a débuté en 2014 avec, en 2019, une production de 23 700 t de Ni contenu dans du ferronickel. La capacité prévue est de 60 000 t/an.
  • Les limonites dans lesquelles Ni se substitue au fer dans la goethite (FeOOH). Appelées latérites, en Nouvelle Calédonie, ce sont des minerais pauvres qui contiennent de 1 à 1,5 % de Ni et du fer (40 à 50 %), du cobalt (0,1 à 0,2 %), et du chrome (2 à 5 %). Ils sont également exploités en Indonésie, Philippines, Cuba et à Madagascar et sont présents en couverture de tous les gisements de minerais silicatés. Ils sont exploités, depuis 1987, par des « petits mineurs » de Nouvelle Calédonie, par Eramet, la SMSP ou par Vale à Goro. La production, destinée à être traitée par hydrométallurgie ou par pyrométallurgie pour donner du ferronickel de basse teneur, est exportée ou transformée sur place, à Goro.
    La Chine importe de tels minerais pour produire, dans des anciens hauts fourneaux ou plus récemment dans des fours électriques, du ferronickel de basse teneur, à environ 10 %, appelé « nickel pig iron (NPI) » ou « nickel basic feed ». En 201
    8, la production chinoise de « nickel pig iron » a été de 474 000 t en Ni contenu, celle de l’Indonésie de 259 000 t.

    • En Nouvelle Calédonie, l’usine de Goro (95 % Vale, 5 % STCPI (Société de Participation Minière du Sud Calédonien)) exploite un tel gisement. La production a débuté en 2010, avec, en 2019, une production de 2,495 millions de t de minerai renfermant 1,54 % de Ni et ayant donné 23 400 t de Ni et 1 703 t de Co. En 2014, les réserves prouvées et probables étaient de 122,3 millions de t renfermant 1,42 % de Ni et 0,11 % de Co. En septembre 2020, après l’échec d’une reprise de l’exploitation par une société australienne, Vale envisage de fermer cette activité fin 2020, si aucune solution de reprise n’est trouvée.
    • La Société Minière du Sud Pacifique (SMSP), exploite de tels minerais pour alimenter l’usine de production de ferronickel de Yangzhou Yichuan Nickel, en Chine, dans laquelle la SMSP a pris une participation de 51 %. La SMSP s’engage à fournir 600 000 t/an de minerai d’une teneur moyenne de 1,65 %, afin de produire 60 000 t/an de ferronickel à 9-13 % de Ni.
    • La société Le Nickel-SLN, a obtenu l’autorisation d’exporter 4 millions de t/an de tels minerais.
    • Le groupe Eramet a pris, en 2006, le contrôle de la société Weda Bay Minerals détenue à 90 % par Strand Minerals et 10 % PT Antam qui prévoit l’exploitation du gisement d’Halmahera, en Indonésie, qui possède des ressources de 633 millions de t de minerai contenant 1,48 % de Ni et 0,09 % de Co. La capacité de production prévue, pour 2020, est de 30 000 t/an de Ni contenu dans du ferronickel. En 2017, après le retrait, dans Strand Minerals de Mitsubishi et PamCo, le projet d’exploitation a été reconfiguré en se limitant à la production de ferronickel avec l’entrée au capital de Strand Minerals du groupe chinois Tsingshan premier producteur mondial d’aciers inoxydables. La participation d’Eramet étant de 43 %, celle de Tsingshan de 57 %. En octobre 2019, la production minière a débuté et celle de ferronickel est prévue en 2020. A terme la production minière pourrait atteindre 6 millions de t/an.

Productions minières

En 2019. Monde : 2,7 millions de t de Ni contenu, Union européenne (Grèce, Finlande, Espagne, hors Nouvelle Calédonie), en 2015 : 26 500 t.

en milliers de tonnes de Ni contenu
Indonésie 800 Canada 180
Philippines 420 Chine 110
Russie 270 Brésil 67
Nouvelle Calédonie 220 Cuba 51
Australie 180 Guatemala 49

Source : USGS

En 2017, 33 pays produisent des minerais de nickel, ils étaient 24, en 2005.

Commerce international : en 2019.

Principaux pays exportateurs : sur un total de 73,780 millions de t de minerais et concentrés.

en milliers de t de minerais et concentrés
Indonésie 32 380 Nouvelle Calédonie 9 946
Philippines 31 839 Côte d’Ivoire 912

Source : ITC

Les exportations de l’Indonésie sont destinées à 96 % à la Chine, à 4 % à l’Ukraine.

Principaux pays importateurs : sur un total de 66,723 millions de t de minerais et concentrés.

en milliers de t de minerais et concentrés
Chine 56 116 Ukraine 1 608
Japon 3 844 Macédoine du Nord 1 561
Corée du Sud 3 159 Finlande 190

Source : ITC

Les importations de la Chine proviennent à 54 % des Philippines, 42 % d’Indonésie, 3 % de Nouvelle Calédonie. Entre janvier 2014 et janvier 2017, l’Indonésie qui était le principal fournisseur de la Chine a interdit l’exportation de minerais afin de développer, dans le pays, sa valorisation. Depuis janvier 2017, l’Indonésie a assoupli cette interdiction mais l’a rétabli à compter du 1er janvier 2020.

Principaux producteurs : en 2019, en tonnes de Ni contenu.

  • Nickel Asia Corporation a produit, aux Philippines, en 2019, 282 812 t de nickel contenu dans des minerais de 4 mines. En 2019, la production minière a été de 18,8 millions de t de minerai humide dont 8,9 millions de t de saprolites exportées en Chine et au Japon, 1,6 million de t de limonites exportées et 8,4 millions de t de limonites livrées aux usines hydrométallurgiques de Coral Bay et Taganito pour produire du sulfate de nickel et cobalt.
    • La mine de Rio Tuba, dans l’île de Palawan, détenue à 60 %, a produit 1,277 million de t de saprolites à 1,51 % de Ni et 4,173 millions de t de limonites à 1,05 % de Ni, dont 3,425 millions de t livrées à l’usine hydrométallurgique de Coral Bay,
    • La mine de Taganito, au nord de l’île de Mindanao, détenue à 65 %, a produit 4,916 millions de t de saprolites à 1,58 % de Ni et 4,753 millions de t de limonites dont 4,253 millions de t à 1,08 % de Ni livrées à l’usine hydrométallurgique de Taganito,
    • La mine de Hinatuan, au nord de l’île de Mindanao, a produit 1,159 million de t de saprolites à 1,53 % de Ni et 1,524 million de t de limonites à 0,85 % de Ni.
    • La mine de Cagdiano, dans l’île de Dinagat, a produit 2,753 millions de t de saprolites à 1,58 % de Ni et 0,659 million de t de limonites à 1,18 % de Ni.

Les réserves prouvées et probables sont de 104,562 millions de t de saprolites renfermant 1,47 % de Ni et 12,74 % de Fe et de 232,531 millions de t de limonites renfermant 1,14 % de Ni et 40,57 % de Fe.

  • Nornickel (Russie) a produit, en 2019, 229 000 t de nickel, principalement en Russie, voir ci-dessus, mais également, hors de Russie, en Afrique du Sud, à Nkomati, avec 50 % de la société Nkomati Nickel, en association avec African Rainbow Minerals, qui a produit, pour la part revenant à Norilsk, 7 100 t de Ni, 3 500 t de Cu, 1,7 t de platinoïdes. En 2020, cette production africaine a été suspendue.
  • Vale (Brésil) a produit, en 2019, 208 000 t de nickel, avec les mines de Sudbury, Thomson et Voisey’s Bay, au Canada, voir ci-dessus, Sorowako, en Indonésie, avec une participation de 59,27 %, et une production, en 2019, de 68 200 t de Ni, Goro, en Nouvelle Calédonie, avec 23 400 t de Ni, Onça Puma, au Brésil dans l’État de Pará, avec une production de 11 600 t de Ni.
  • Glencore (Suisse) a produit, en 2019, 120 600 t de nickel :
    • dans des mines au Canada, à Sudbury (Ontario), ainsi qu’à Raglan (Nord du Québec) avec une production de 60 300 t de Ni, 44 200 t de Cu, 700  t de Co,
    • en Australie Occidentale, à Murrin Murrin avec une production de 36 600 t de nickel et 3 400 t de cobalt, les réserves prouvées et probables de Murrin Murrin étant de 141,4 millions de t de minerai renfermant 1,03 % de Ni et 0,086 % de Co.
    • et une participation de 49 % dans la société Koniambo Nickel, en Nouvelle Calédonie, avec une production de 23 700 t de Ni contenu dans du ferronickel.
  • BHP-Billiton (Australie) a produit, en 2019, 87 400 t de nickel dans des gisements sulfurés en Australie occidentale à Mont Keith, Leinster et Cliffs. Les réserves prouvées et probables sont de 91 millions de t de minerai renfermant 0,57 % de Ni à Mont Keith, 10,4 millions de t renfermant 1,16 % de Ni à Leinster, 1,1 million de t renfermant 2,0 % de Ni à Cliffs et 163 millions de t renfermant 0,57 % de Ni pour la mine, en projet, de Yakabindie.
  • Jinchuan (Chine), dans la province du Gansu, exploite un gisement sulfuré de nickel-cuivre, découvert en 1958, de 6,5×0,5 km, situé au pied du Mont Longshou avec une capacité de production de 150 000 t/an de nickel contenu dans les minerais. En 2016, la production a été de 68 000 t. Les réserves prouvées sont de 560 millions de t de minerai renfermant 6 millions de t de nickel, 3,9 millions de t de cuivre et de nombreux autres éléments métalliques tels que du cobalt, de l’argent, des platinoïdes… Exploite également des mines de latérites en Indonésie.
  • Eramet (France) a produit, en 2019, 51 900 t de Ni contenu dans du minerai de saprolite destiné à l’usine de Doniambo, 21 000 t de Ni contenu dans du minerai de saprolite destiné à l’exportation et 1 000 t de Ni contenu dans du minerai latéritique destiné à l’exportation.
  • Anglo American (Royaume Uni) a produit, au Brésil, en 2019, 42 600 t de nickel contenu dans les minerais de saprolite. La production est réalisée sous forme de ferronickel, dans l’État de Goiás, à Barro Alto, avec le traitement de 2,266 millions de t de minerai renfermant 1,69 % de Ni et donnant 33 900 t de nickel et Niquelândia avec le traitement de 0,570 million de t de minerai renfermant 1,65 % de Ni et donnant 8 700 t de nickel. Les réserves prouvées et probables de Barro Alto sont de 56,6 millions de t de minerai renfermant 1,29 % de Ni, celle de Niquelândia de 8,3 millions de t renfermant 1,25 % de Ni.
  • South32 issu de BHP-Billiton, exploite les latérites à Cerro Matoso, en Colombie, avec, en 2018-19, le traitement de 2,738 millions de t de minerai sec renfermant 1,66 % de Ni. La production de nickel sous forme de ferronickel a été de 41 100 t. Les réserves prouvées et probables sont de 32 millions de t à 1,2 % de Ni.
  • Sherritt International, a produit, en 2019, hors production malgache, 16 554 t de nickel et 1 688 t de cobalt. La société exploite des limonites, à Cuba au travers de Moa, joint venture 50/50 avec General Nickel Company, groupe d’État cubain et à Madagascar, près de Moramanga, dans le centre-est du pays, à travers la société Ambatovy, détenue à 12 % par Sherritt, 47,7 % par Sumitomo Corporation et 40,3 % par Korea Resources Corporation. En 2019, la production de Moa a été de 33 108 t de nickel, dont 16 554 t pour Sherritt et de 3 376 t de cobalt dont 1 688 t pour Sherritt. La production d’Ambatovy a été de 33 733 t de nickel dont 4 048 t pour Sherritt et de 2 900 t de cobalt dont 348 t pour Sherritt. Les réserves prouvées et probables de Moa sont de 51,1 millions de t de minerai renfermant 1,16 % de Ni, 0,13 % de Co et 43,8 % de Fe. Celles de Ambatovy sont de 124,5 millions de t de minerai renfermant 0,88 % de Ni et 0,08 % de Co.
    Le gisement de Ambatovy couvre une surface de 1 600 ha, à une profondeur de 20 à 100 m. Exploité à ciel ouvert, sans explosifs car la roche est très friable, le minerai conditionné sous forme de pulpe est acheminé, avec un débit de 826 t/h, en 30 heures, par un pipeline, d’un diamètre de 60 cm, sur 220 km jusqu’à la raffinerie de Toamasina sur la côte est de l’île. La production a débuté en janvier 2014, avec une production prévue de 60 000 t/an de nickel et 5 600 t/an de cobalt.

Réserves mondiales : en 2019. Monde : 89 millions de t de Ni contenu.

en milliers de t de Ni contenu
Indonésie 21 000 Cuba 5 500
Australie 20 000 Philippines 4 800
Brésil 11 000 Afrique du Sud 3 700
Russie 6 900 Chine 2 800
Nouvelle Calédonie, en 2016 6 700 Canada 2 600

Source : USGS

Les ressources sont constituées à 70 % de minerais latéritiques et à 30 % de minerais sulfurés.

Situation française : exploitations minières de Nouvelle Calédonie, en 2019.

La production a été de 15,287 millions de t de minerai renfermant 208 937 t de nickel (12,567 millions de t de saprolites contenant 185 403 t de Ni et 2,720 millions de t de latérites contenant 23 534 t de Ni).
Les exportations de minerai ont porté sur 7,270 millions de t destinées à 43,6 % à la Corée du Sud, 28,3 % à la Chine et 28,1 % au Japon.
En nickel contenu elles ont porté sur 103 190 t destinées à 45,7 % à la Corée du Sud, 28,8 % au Japon et 25,5 % à la Chine.

  • La société Le Nickel-SLN (détenue à 56 % par Eramet) exploite les mines de Thio (depuis 1875), Kouaoua, Népoui Kopéto, Tiébaghi et depuis 2007, Poum, avec une production de 2,958 millions de t de minerai de saprolite destinées à l’usine métallurgique de Doniambo et de 1,234 million de t exportées. La teneur moyenne des minerais, après enrichissement est de 2,47 %. Les réserves prouvées et probables de la société sont, en Nouvelle Calédonie, de 69,4 millions de t de saprolites contenant en moyenne 2,49 % de Ni destinées à l’usine de Doniambo, 75,7 millions de t de saprolites renfermant 1,76 % de Ni destinées à l’exportation et 31,7 millions de t de latérites renfermant 1,48 % de Ni. En Indonésie, les ressources mesurées, indiquées et supposées sont de 496 millions de t de saprolites contenant, en moyenne, 1,57 % de Ni et 0,04 % de Co et de 133 millions de t de limonites renfermant 1,25 % de Ni et 0,17 % de Co.
  • La Société Minière du Sud Pacifique (SMSP), détenue par la Province Nord et les îles Loyauté qui exploite en association avec le groupe sud-coréen Posco (SMSP : 51 % – Posco : 49 % au travers de Nickel Mining Company (NMC)) les mines de Ouaco, Poya, Nakety et Kouaoua produit, 3,6 millions de t/an de minerai de garniérite destinées à alimenter principalement l’usine pyrométallurgique de Gwangyang en Corée du Sud, détenue à 51 % par la SMSP et 49 % par Posco au travers de la Société du Nickel de Nouvelle-Calédonie et Corée (SNNC) et qui a débuté sa production en octobre 2008 avec une capacité portée depuis à 54 000 t/an de Ni contenu dans du ferronickel. Par ailleurs, la SMSP est associée à Glencore (SMSP : 51 % – Glencore : 49 %) dans l’usine pyrométallurgie du Nord exploitant le gisement de Koniambo, avec une capacité de production prévue de 60 000 t/an de Ni contenu dans du ferronickel. La production a débuté en 2014 et, en 2019, elle a été de 23 700 t de Ni contenu dans du ferronickel.
  • Vale exploite la mine de Goro (détenue à 95 % par Vale et 5 % par la STCPI (Nouvelle Calédonie)) depuis 2010. En 2019, la production a été de 23 400 t de Ni contenu dans de l’oxyde et de l’hydroxyde.
  • Autres sociétés exploitant des mines : Société des Mines de la Tontouta (SMT), Société Minière Georges Montagnat (SMGM)…

Les mines de nickel, en Nouvelle Calédonie

(d’après un document du Sénat : projet de loi de finances pour 2007 : outre-mer)

Métallurgie

A partir de minerais sulfurés ou de minerais oxydés, les transformations métallurgiques de ces minerais conduisent à deux types de produits :

  • Des produits de nickel de classe I, d’une pureté supérieure à 99,8 %, sous forme de cathodes ou « carrés » de nickel, de poudre de nickel, de sulfate, d’oxyde ou d’hydroxyde. En 2018, ces produits représentent 29 % de la production primaitre de nickel. Ils sont obtenus à 60 % à partir de minerai sulfurés.
  • Des produits de classe II, d’une pureté inférieure à 99,8 %, sous forme principalement de ferronickel classique à 25 % de Ni mais aussi de nickel pig iron (NPI), ferronickel renfermant environ 10 % de Ni.

Pour les minerais sulfurés

Procédé pyrométallurgique puis hydrométallurgique

C’est le principal procédé utilisé pour traiter les concentrés de minerais sulfurés. Il consiste dans un traitement pyrométallurgique donnant une matte de nickel constituée principalement de sulfure de nickel suivi d’un traitement hydrométallurgique donnant du nickel pur. Un traitement par vapométallurgie peut également être employé.

Grillage partiel des concentrés vers 600-700°C, généralement en lit fluidisé : l’oxydation sélective et partielle des sulfures de fer, présents à des teneurs élevées systématiquement dans tous les minerais sulfurés, donne, en phase solide, un mélange de sulfures de nickel, cuivre, cobalt, de sulfure de fer résiduel et d’oxyde de fer. La principale réaction se produisant à ce stade est l’oxydation de la pyrrhotite selon l’équation chimique suivante :

3 Fe7S8 + 38 O2 = 7 Fe3O4 + 24 SO2

Le fer ayant plus d’affinité pour l’oxygène que, dans l’ordre, le cobalt, le nickel et le cuivre, les autres éléments sont protégés d’une transformation en oxydes par un apport limité en dioxygène. La réaction de grillage étant fortement exothermique, l’alimentation en concentré est contrôlée afin de maintenir une température comprise entre 600 et 700°C et, en général, un apport de combustible n’est pas nécessaire. Le produit obtenu est appelé calcine.

Fusion : dans des fours électriques à arc immergé, vers 1200°C, la calcine fond, l’oxyde de fer Fe3O4 est réduit en FeO par le sulfure de fer résiduel selon la réaction simplifiée suivante :

3 Fe3O4 + FeS = 10 FeO + SO2

L’ajout d’un laitier siliceux provenant de l’opération suivante de conversion permet d’y dissoudre l’oxyde de fer et ainsi de l’extraire de la matte fondue sous forme de silicate de fer, en émulsionnant le mélange afin d’assurer un contact intime entre la matte et le laitier. Par ailleurs, les oxydes de nickel, cuivre et cobalt formés lors de l’opération suivante de conversion et se trouvant dans le laitier sont ainsi récupérés et repassent dans la matte selon la réaction suivante pour le nickel :

NiO + FeS = FeO + NiS

Le silicate de fer n’étant pas miscible dans la matte fondue, contrairement à l’oxyde de fer, les deux liquides se séparent par décantation en formant, après émulsion, à la surface de la matte liquide une couche liquide de laitier, sa densité étant de 2,8 à 3,8 alors que celle de la matte est de 4,8 à 5,6. La matte obtenue à ce stade à la composition moyenne suivante : 16 % de Ni, 1 % de Cu, 58 % de Fe et 25 % de S.

La fusion peut aussi être réalisée dans des fours flash-smelting dans lesquels le grillage et la fusion sont successivement opérés. La chaleur apportée par le grillage étant utilisée pour la fusion.

Conversion : à une température d’environ 1200°C, la matte liquide est oxydée par de l’air ou du dioxygène dans des convertisseurs de type Pierce-Smith. La principale réaction est l’oxydation du sulfure de fer en oxyde en fer qui en présence d’un laitier de silice se dissout dans celui-ci. La quantité de dioxygène soufflée dans la matte est limitée afin d’éviter au maximum l’oxydation des sulfures de nickel, de cuivre et de cobalt. La faible quantité d’oxydes de nickel, cuivre et cobalt formée est récupérée lors du recyclage du laitier dans l’opération précédente de fusion. La composition obtenue est la suivante : 75 % de Ni, 3 % de Cu, 1 % de Fe et 20 % de S.

Traitement hydrométallurgique de la matte de nickel : les mattes de nickel quel que soit le procédé utilisé pour les obtenir on sensiblement la même composition et leurs traitements, pour obtenir le nickel pur, sont identiques. Voir ci-dessous l’affinage hydrométallurgique des mattes lors du traitement des minerais oxydés.

Traitement vapométallurgique : un traitement de carbolylation, procédé Mond, avec du monoxyde de carbone est employé par Vale dans ses raffineries de Sudbury, au Canada, et de Clydach, au Royaume Uni, pour produire du nickel. Il consiste à réduire de l’oxyde brut de nickel par du dihydrogène puis de purifier le nickel obtenu à l’aide de monoxyde de carbone qui vers 50-60°C, ne réagit qu’avec le nickel en donnant du tétracarbonyle de nickel gazeux Ni(CO)4. Ce dernier se décompose vers 220-250°C en donnant du nickel de grande pureté.

Procédé hydrométallurgique

Nous décrirons le procédé utilisé par Vale dans son usine de Long Harbour, à Terre Neuve, pour traiter le minerai de Voisey’s Bay. Ce procédé, en milieu acide chlorhydrique et dichlore en solution, consiste en une lixiviation à chaud, sous pression, suivie d’une série de purifications par extractions par solvants organiques et se terminant par une électrolyse d’une solution de nickel purifiée.
Les concentrés en présence de la solution acide provenant de l’électrolyse finale de production de nickel subissent un prétraitement à l’aide de dichlore provenant également de l’électrolyse finale, puis l’ensemble est introduit, avec ajout de dioxygène, dans un autoclave, sous pression, à chaud. Une première élimination des composés insolubles est réalisée par décantation. Une deuxième purification est réalisée avec l’extraction par solvant des ions Cu2+ qui après déextraction donnent par électrolyse du cuivre. Une troisième purification à l’aide de sulfure d’hydrogène permet d’éliminer le cadmium, ainsi qu’une grande partie du fer, par précipitation des sulfures correspondants. Cette purification est suivie par l’élimination des ions Ca2+, Cu2+ résiduels, Pb2+, Fe2+ résiduels, Mn2+, Zn2+ à l’aide d’une nouvelle extraction par solvant. Une dernière purification par extraction par solvant des ions Co2+, déextraction puis électrolyse donnant du cobalt, donne une solution purifiée d’ions Ni2+ qui par électrolyse donne du nickel. La solution, acidifiée lors de l’électrolyse, après la récupération d’environ la moitié des ions Ni2+ contenus, retourne en aval du procédé pour dissoudre les concentrés, ainsi que le dichlore produit lors de l’électrolyse.

D’autres procédés, comme le procédé Sherritt, ont utilisé de l’ammoniac, sous pression.

Pour les minerais oxydés

Procédé pyrométallurgique

Nous décrirons l’exemple de l’usine de Doniambo de la société Le Nickel-SLN en Nouvelle-Calédonie. Le minerai donne, dans un premier temps, du ferronickel de première fusion qui pour une grande part, après affinage, est destiné à la production d’aciers inoxydables et pour une autre part est transformé en sulfure de nickel (matte) destiné à la production de nickel. Ce dernier est obtenu, à partir des mattes, selon un procédé hydrométallurgique. Depuis le 10 août 2016 la production de matte à Doniambo est arrêtée.

Réduction : le minerai, riche en eau (25 %), est séché, puis, après ajout de 50 kg d’anthracite par t de minerai sec, calciné à 1000°C dans des fours rotatifs (95 m de long, 4 m de diamètre). Une première réduction des oxydes métalliques a ainsi lieu, à l’état solide.

Le minerai est ensuite réduit, en phase liquide, dans des fours électriques de type Demag. Le métal (ferronickel de 1ère fusion) sur lequel surnagent des scories est coulé dans des poches de 18 t. Les scories sont granulées à l’aide d’eau de mer et utilisées pour des remblaiements.
Les fours Demag sont constitués d’une cuve de 33 m de long, 13 m de large, 5,5 m de haut. Leur puissance nominale peut atteindre 75 MW et ils utilisent 6 électrodes de 1,4 m de diamètre. Le rendement est de 97 % et la consommation électrique de 19 000 kWh/t de Ni.

Une tonne de minerai donne 110 kg de ferronickel (contenant de 24 à 29 kg de Ni).

 Affinage du ferronickel de 1ère fusion : consiste à enlever des proportions variables de C, S et Si selon la qualité désirée de ferronickel et le fer pour l’obtention des mattes.

Production de ferronickel (contient de 24 à 26 % de Ni) : la société Eramet est le 1er producteur mondial de ferronickel de haute teneur.

Lors de la désulfuration et le soufflage de O2 pour maintenir le métal en fusion, une partie du silicium est oxydée. On obtient des grenailles (75 % de la production, destinées à alimenter les convertisseurs sidérurgiques) et les qualités courantes de ferronickel livrées en lingots de 15 à 25 kg.

Production de mattes (destinées à l’élaboration de Ni) :

On réalise une sulfuration et un déferrage par injection de soufre liquide. On obtient une « matte synthétique » (10 à 15 % de S) dans des convertisseurs Pierce-Smith de 60 t, puis un soufflage d’air et l’ajout de SiO2 donne un produit intermédiaire.

Un affinage secondaire, dans des convertisseurs de 20 t, donne des mattes de « qualité industrielle » constituées de sulfure de nickel (75 % Ni-25 % S). Les mattes contiennent outre un peu de fer, du cobalt qui est récupéré lors de l’élaboration du nickel.

Exemple de l’usine de Doniambo :

  • C’est une usine de la société Le Nickel-SLN, du groupe Eramet. Elle a été construite en 1910, son effectif est de 1 400 personnes.
  • Elle traite le minerai calédonien à l’aide de 3 fours électriques de type Demag dont le FD10, d’une puissance de 75 MW, le plus puissant four de fusion au monde.
  • La consommation de minerai brut est de 3 à 4 millions de tonnes par an.
  • Les capacités de production sont de 75 000 t/an de Ni contenu dans du ferronickel. Depuis le 10 août 2016 et l’arrêt de la production de mattes toute la production est sous forme de ferronickel. Depuis de début de la production, en 1880, celle-ci a été de 1 million de t de mattes.
  • La totalité des mattes était exportée vers la métropole pour être transformée à Sandouville.

Autre exemple, l’usine du Nord, à Koniambo : elle a démarré en 2014, avec une production, en 2019, de 23 700 t de nickel contenu dans du ferronickel et une capacité prévue de 60 000 t/an de nickel contenu.

Affinage des mattes par hydrométallurgie :

  • Lessivage : après broyage, les mattes sont dissoutes par une solution de chlorure ferrique, en présence de Cl2. Ni2+ et les ions des impuretés métalliques (Fe, Co, Cr…) passent en solution (en présence d’ions Cl). Le soufre éliminé lors de cette opération est récupéré.
  • Purification de la solution de Ni2+, par extractions successives des diverses impuretés à l’aide de solvants organiques ou de résines échangeuses d’ions.
  • Extraction des ions Fe3+ par du tributylphosphate. La solution de FeCl3 est recyclée, l’excès commercialisé est utilisé dans le traitement de l’eau potable.
  • Extraction du cobalt par du tri-iso-octylamine. Co est récupéré sous forme de chlorure de cobalt.
  • Extraction des autres impuretés : Pb à l’aide d’une électrolyse sélective, les autres impuretés (Cr3+, Mg2+, Al3+, Cu2+) par résines et charbon actif.
  • Électrolyse de la solution de Ni2+ : les anodes sont insolubles. Ni se dépose sur des cathodes constituées de feuilles minces de Ni. Ni obtenu est à plus de 99,97 %. Les cathodes sont débitées en « carrés » et livrées en fûts de 200 ou 250 kg.

Exemple de l’usine de Sandouville :

  • Exploitée par le groupe Eramet. L’usine date de 1978, son effectif est de 180 personnes. Eramet est le 1er producteur mondial de chlorure de Ni.
  • Elle traite des mattes et produit du nickel de haute pureté, des sels de nickel et de cobalt. Depuis l’arrêt, le 10 août 2016, de la production de mattes dans l’usine de Doniambo, en Nouvelle Calédonie, l’approvisionnement est réalisé par des mattes finlandaises provenant de l’usine de Boliden à Harjavalta.
  • Les capacités annuelles de production sont de 13 000 tonnes de Ni métal et 2 300 de nickel contenu dans divers sels.
  • Les produits suivants sont également obtenus (en capacités annuelles de production) : Co : 400 tonnes (sous forme de chlorure de cobalt), FeCl3 : 3 000 t, S : 4 000 t.
Procédé hydrométallurgique

Exemple de l’usine de Goro, exploitée par Vale, en Nouvelle Calédonie.

Le procédé (HPAL : High Pressure Acid Leach) consiste en une lixiviation sous pression à l’aide d’acide sulfurique suivie d’une purification par précipitation d’hydroxydes puis d’extractions par solvants et purification par résines échangeuses d’ions.

Le minerai (limonite et garniérite) est mis en suspension dans l’eau pour donner une pulpe qui est préchauffée à l’aide de vapeur d’eau puis introduite dans un autoclave (270°C) en présence d’acide sulfurique. Les parties valorisables du minerai, Ni2+ et Co2+, passent à 98 % en solution. La solution est séparée de la pulpe lixiviée par une succession de lavages et décantations.

La neutralisation de la solution acide est réalisée à l’aide de calcaire et de chaux qui forment du gypse. Lors de cette neutralisation de nombreux éléments métalliques, en particulier Fe, précipitent sous forme d’hydroxydes qui sont éliminés par décantation et filtration. Les principaux cations restant en solution sont les suivants : Ni2+, Co2+, Zn2+, Co2+, Mn2+, Mg2+ et Ca2+. Une extraction par solvant permet de récupérer simultanément Ni, Co et Zn qui sont déextraits par l’acide chlorhydrique. Zn est éliminé sur résine échangeuse d’ions. Co est extrait par solvant et la solution restante de chlorure de nickel, chauffée à l’air à 800°C, donne de l’oxyde de nickel, le chlorure d’hydrogène étant recyclé pour former l’acide chlorhydrique. Après déextraction la solution de chlorure de cobalt est neutralisée avec du carbonate de sodium pour donner du carbonate de cobalt.
En 2019, la production de l’usine de Goro a été de 23 400 t de nickel contenu dans de l’hydroxyde et de l’oxyde de nickel et de 1 242 t de cobalt contenu dans son carbonate.
L’oxyde peut ensuite être réduit en nickel à l’aide de dihydrogène.

Le procédé hydrométallurgique a été développé par Sherritt International pour traiter, depuis 1960, les minerais cubains dans sa raffinerie de Fort Saskatchewan, au Canada, et depuis 2014 les minerais malgaches.
Il est utilisé par Sumitomo Metal Mining Company (SMMC), pour le traitement de minerais latéritiques des Philippines, avec la société Coral Bay Nickel Corporation, proche de la mine de Rio Tuba, dans l’île de Palawan. La société détenue à 54 % par SMMC, 18 % par Sojitz, 18 % par Mitsui et 10 % par Nickel Asia Corporation, créée en 2005, possède une capacité de production de 24 000 t/an de sulfate de nickel et de cobalt avec une teneur de 57 % de Ni et 4 % de Co qui est raffiné, au Japon, à Niihama. En 2013, une nouvelle usine est entrée en production, à Taganito, au nord de l’île de Mindanao, pour traiter, en partie, le minerai de la mine proche, avec une capacité de production de 51 000 t/an de sulfate de nickel et de cobalt. La société Taganito HPAL Mining Corporation (THPAL) est détenue à 75 % par SMMC, 15 % Mitsui et 10 % Nickel Asia Corporation.
Il est également utilisé par Glencore pour traiter les minerais australiens de Murrin Murrin et par Ramu NiCo Management, détenu en partie par Metallurgical Corporation of China (MCC) pour traiter les latérites de Papouasie Nouvelle Guinée.

La société Queensland Nickel, actuellement en cours de liquidation, dans sa raffinerie de Yabulu à Townsville, en Australie, utilisait une lixiviation à l’ammoniac suivie d’extractions par solvants. Le minerai latéritique était importé de Nouvelle Calédonie et des Philippines. Les capacités de production étaient de 76 000 t/an de Ni et 3 500 t/an de Co.

Recyclage

Le recyclage fournit 50 % du Ni destiné à la production des aciers inoxydables (Ni contenu dans les aciers inoxydables est réutilisé lors du recyclage de ces aciers) et 20 % des autres utilisations. Aux États-Unis, en 2019, recyclage de 120 000 t qui représentent 47 % de la consommation. Dans l’Union européenne, le taux de recyclage est de 45 %.

Productions

En 2019, production primaire de Ni contenu dans Ni raffiné, les sels et les ferronickels. Monde : 2,334 millions de t, Union européenne (hors Nouvelle-Calédonie) : 113 900 t, en Finlande, Royaume Uni, Grèce…

en milliers de tonnes
Chine 801 Australie 107
Indonésie 370 Norvège 92
Russie 168 Nouvelle Calédonie 88
Japon 151 Finlande 62
Canada 128 Brésil 51
Source : Eramet

Commerce international de ferronickel : en 2019.

Principaux pays exportateurs : sur un total de 2,740 millions de t

en milliers de t
Indonésie 1 597 Macédoine du Nord 77
Nlle Calédonie 237 Ukraine 76
Japon 190 République Dominicaine 63
Brésil 179 Guatemala 57
Colombie 139 Birmanie 40

Source : ITC

Les exportations de l’Indonésie sont destinées à 88 % pour la Chine, 6 % l’Inde, 5 % la Corée du Sud.

Principaux pays importateurs : sur un total de 2,682 millions de t.

en milliers de t
Chine 1 914 Italie 67
Corée du Sud 136 États-Unis 43
Inde 123 Espagne 41
Taipei chinois 113 Pays Bas 39
Belgique 99 Japon 28

Source : ITC

Les importations chinoises proviennent à 71 % d’Indonésie, 8 % de Nouvelle Calédonie, 6 % de Colombie.

Commerce international de nickel brut : en 2019.

Principaux pays exportateurs : sur un total de 840 301 t.

en milliers de t
Russie 134 Chine 39
Pays Bas 124 Finlande 39
Canada 111 Malaisie 36
Norvège 92 Madagascar 34
Australie 78 Royaume Uni 26

Source : ITC

Les exportations russes sont destinées à 70 % aux Pays Bas, 28 % à la Suisse.

Principaux pays importateurs : sur un total de 912 332 t.

en milliers de t
Chine 194 Japon 47
Pays Bas 115 Taipei chinois 37
États-Unis 98 Corée du Sud 34
Allemagne 67 France 34
Malaisie 52 Italie 33

Source : ITC

Les importations de Chine proviennent de Russie à 45 %, d’Australie à 25 %, du Canada à 7 %.

Producteurs : en 2019, hors producteurs chinois.

en milliers de t
Nornickel (Russie, Finlande) 229 Sumitomo Metal Mining Co. (Japon) 72
Vale (Canada, Royaume Uni, Japon, Nlle Calédonie…) 208 Eramet (France, Nouvelle Calédonie) 54
Glencore (Norvège, Australie, Nlle Calédonie) 121 Anglo American (Brésil) 42
BHP-Billiton (Australie) 87 South 32 (Colombie) 41
Sources : rapports des sociétés
  • En Russie, les premières mattes de cuivre-nickel du complexe de Nornickel ont été livrées en 1939. Un chemin de fer relie l’usine métallurgique au port de Dudunka sur l’Ienisseï qui évacue les mattes de cuivre et de nickel ainsi que les produits destinés au raffinage dans l’usine Severonickel, dans la presqu’île de Kola. Depuis mars 2007, après la reprise des activités de OMG, Nornickel exploite la raffinerie de Harjavalta, en Finlande. En 2019, les productions de Nornickel ont été de 229 000 t de nickel, 499 000 t de cuivre, 90,9 t de palladium, 21,8 t de platine avec 166 000 t de nickel raffiné produit dans la raffinerie de Monchegorsk dans la presqu’île de Kola et 62 000 t de nickel raffiné par la raffinerie de Harjavalta. La raffinerie de nickel de la presqu’île de Tâimyr a été fermée, en 2016, et la production traitée dans la presqu’île de Kola et à Harjavalta.
  • Vale, exploite des raffineries de nickel, sur les sites de production minière, au Canada, à Sudbury avec une capacité de production de nickel raffiné de 66 000 t/an et Long Harbour avec 50 000 t/an, en Nouvelle Calédonie, à Goro avec 57 000 t/an, au Brésil à Onça Puma, avec 27 000 t/an de Ni contenu dans du ferronickel, en Indonésie, à Sorowako, avec 80 000 t/an de nickel contenu dans des mattes, mais également, au Japon, à Matsuzaka, détenue à 87,2 %, avec 60 000 t/an, à Taipei chinois, à Kaoshiung, avec 18 000 t/an, en Chine, à Dalian, détenue à 98,3 %, avec 32 000 t/an, au Royaume Uni, à Clydach, au Pays de Galles, avec 40 000 t/an. En 2018, la raffinerie de Thompson a été fermée et la production de la mine traitée à Sudbury et Long Harbour. En 2019, la production de 208 000 t de nickel a engendré une coproduction de 122 000 t de cuivre, 4 273 t de cobalt, 31,5 t d’argent, 11,6 t de platinoïdes, 1,77 t d’or.
  • Glencore depuis la prise de contrôle de Falconbridge, en août 2006, exploite la raffinerie de Kristiansand, en Norvège, qui traite les minerais extraits au Canada, avec une capacité de production de 86 000 t/an de Ni, 39 000 t/an de cathodes de cuivre et 5 200 t/an de Co et une production, en 2019, de 59 800 t de nickel. Possède une participation de 49 % dans la société Koniambo Nickel, en Nouvelle Calédonie, avec, en 2019, une production de 23 700 t de Ni contenu dans du ferronickel et exploite, en Australie, la raffinerie de Murin Murin, avec, en 2019, une production de 36 600 t de Ni. La production de 120 600 t de nickel a entraîné une coproduction de 44 200 t de cuivre, 4 100 t de cobalt, 15,8 t d’argent, 5,2 t de platinoïdes, 0,9 t d’or.
  • Shandong Xinhai technology est le principal producteur chinois avec une consommation de 6 millions de t/an de minerais latéritiques et une capacité de production de 500 000 t/an d’alliages de nickel.
  • Jinchuan est également un important producteur chinois.
  • BHP-Billiton produit du nickel via sa filiale Nickel West, en Australie occidentale, à Kalgoorlie qui produit des mattes raffinées à Kwinana, dans la banlieue de Perth.
  • Sumitomo Metal Mining Company (SMMC) produit du sulfate de nickel et de cobalt, par hydrométallurgie aux Philippines, avec la société Coral Bay Nickel Corporation, dans l’île de Palawan, avec une capacité de production de 24 000 t/an et avec la société Taganito HPAL Mining Corporation (THPAL) au nord de l’île de Mindanao, avec une capacité de production de 51 000 t/an. Le sulfate de nickel et de cobalt est raffiné au Japon, à Niihama et Harima. Par ailleurs, produit du ferronickel, à Hyuga.
  • Eramet produit du ferronickel à Doniambo, en Nouvelle Calédonie et raffine des mattes importées de Finlande, à Sandouville (76). En 2019, a produit 54 300 t de nickel contenues dans du ferronickel (47 400 t de Ni contenu) et du nickel et des sels de nickel (6 900 t de Ni contenu).
  • Anglo American produit du ferronickel au Brésil, dans l’État de Goiás, à Barro Alto, avec 33 500 t de nickel contenu et Niquelândia avec 8 800 t de nickel contenu.
  • South32 issu de BHP-Billiton, exploite les latérites à Cerro Matoso, en Colombie, avec, en 2018-19, le traitement de 2,738 millions de t de minerai sec renfermant 1,66 % de Ni. La production de nickel sous forme de ferronickel a été de 41 100 t.

Situation française

En 2019.

Production métallurgique, en Ni contenu : 94 406 t en Nouvelle Calédonie.

  • Ferronickel : en Nouvelle-Calédonie, avec 70 655 t de Ni contenues dans 247 744 t de ferronickel. La production est totalement exportée.
    • par Le Nickel-SLN à Doniambo avec 47 400 t,
    • par La Société Minière du Sud Pacifique associée à Glencore à Koniambo avec 23 700 t.
  • Hydroxyde de nickel : 6 483 t, par Vale, à Goro, en Nouvelle Calédonie. La production est totalement exportée.
  • Oxyde de nickel : 17 268 t, par Vale, à Goro, en Nouvelle Calédonie. La production est totalement exportée.

Par ailleurs, l’usine de Sandouville (76) de Eramet produit du nickel et des sels de nickel.

Commerce extérieur : hors Nouvelle Calédonie.

  • Ferronickel :
    • Exportations : 532 t à 64 % vers la Suède, 35 % l’Espagne.
    • Importations : 7 129 t à 55 % du Brésil, 23 % de Macédoine du Nord, 7 % d’Ukraine.
  • Mattes de nickel :
    • Exportations : nulles.
    • Importations : 15 364 t totalement de Finlande pour être traitées à l’usine de Sandouville (76).
  • Nickel brut :
    • Exportations : 4 888 t à 33 % vers l’Inde, 16 % la Chine, 13 % les Pays Bas, 12 % Hong Kong.
    • Importations : 29 605 t à 33 % de Norvège, 15 % de Russie, 11 % du Canada, 8 % du Royaume Uni.
  • Sulfate de nickel :
    • Exportations : confidentielles.
    • Importations : 747 t à 29 % d’Autriche, 28 % de Belgique, 26 % d’Allemagne, 11 % du Japon.

Utilisations

Consommations

De nickel primaire en 2018. Monde : 2 328 000 t dont, en 2016, 1 063 000 t en Chine, 380 000 t dans l’Union européenne, 198 000 t aux États-Unis, 132 000 t au Japon.

Secteurs d’utilisation

En 2019, dans le monde.

Aciers inoxydables (8 à 12 % Ni) 68 % Batteries 7 %
Alliages de Ni (25 à 100 % Ni) 10 % Aciers alliés et fonderie (< 4 % Ni) 6 %
Galvanoplastie 7 % Autres 2 %

Source : rapport d’activité de Eramet

L’utilisation dans les aciers inoxydables était de 35 % en 1960 et de 46 % en 1974.
En Chine, en 2016, la part des aciers inoxydables est de 84 %, celle de la galvanoplastie de 6 %, des alliages de 5 %, des batteries de 4 %.

Utilisations diverses

Aciers inoxydables : voir ce chapitre.

Nickelage : les pièces appelées chromées sont en fait essentiellement nickelées. Elles sont en acier recouvert par une couche de 20 à 30 micromètres de Ni sur laquelle est déposée une mince pellicule de Cr (0,2 à 0,3 micromètres) destinée uniquement à faciliter l’entretien. Les pièces « chromées » sont concurrencées par les plastiques (dans les pare-chocs) et les peintures. Les automobiles produites aux États-Unis contiennent environ 1 kg de Ni. L’industrie automobile représente de 6 à 8 % de la consommation finale de nickel dans le monde.

Le nickelage a lieu selon deux méthodes : électrolytique ou chimique.

  • Nickelage par électrolyse : méthode la plus courante. La pièce à revêtir constitue la cathode, l’anode est formée de « carrés » de Ni pur placés dans des paniers en titane. La solution du bain d’électrolyse contient du sulfate et du chlorure de Ni2+.
  • Nickelage par réduction chimique : les pièces à revêtir sont immergées dans une solution d’ions Ni2+ contenant un réducteur (hypophosphite de Na+ ou borohydrures). Exemple de composition de bain, le nickelage étant effectué à 95-98°C et à pH 4,5-5, sous agitation :
Sulfate de nickel 25 g/L Hypophosphite de sodium 20 g/L
Acide lactique 25 g/L Acide propionique 3 g/L

La vitesse de dépôt est de 15 micromètres par heure. L’acide lactique qui agit comme complexant peut être remplacé par l’acide glycolique, citrique ou salicylique. Il permet d’éviter la précipitation de phosphite de nickel, peu soluble. L’acide propionique (ou l’acide acétique ou NaF) augmente la vitesse de dépôt. Fe, Ni, Au, Co, Al, Pd catalysent la réduction. Par contre, dans le cas du cuivre ou de ses alliages, il est nécessaire de réaliser un contact avec un métal catalytique pour amorcer la réaction.
On obtient ainsi des dépôts très durs, d’épaisseur uniforme. Par exemple 95 000 m2 de pièces en acier destinées au traitement de UF6 dans l’usine Eurodif de Tricastin ont été revêtues selon ce procédé.

Les fils d’aluminium utilisés comme conducteurs électriques sont recouverts de nickel afin d’éviter les problèmes de contact liés à la présence de la couche d’alumine (isolante). L’épaisseur du nickel est de 1,5 micromètres, le dépôt électrolytique est effectué à la vitesse de 300 m.min-1, pour un fil de 2 mm de diamètre.

Autres utilisations :

  • Aciers : pour les aciers inoxydables, voir ce chapitre.
    • de construction : Ni augmente la résistance mécanique.
    • non fragiles à froid : 9 % de Ni.
    • Invar : à 36 % de Ni. Possède un coefficient de dilatation nul. Utilisé comme matériau d’étalons secondaires de mesure, de bilames, en horlogerie pour annuler l’influence des écarts de température, pour les « shadow-mask » des écrans de téléviseurs couleur (0,4 à 1 kg par téléviseur), pour les cuves de méthaniers (360 t/méthanier, 180 méthaniers, en 2017 dans le monde, utilisent cet alliage)…
  • Autres alliages :
    • cupronickel (10 et 30 % de Ni), maillechorts (18 % Ni). Le maillechort et le monel (64 % de Ni) sont utilisés pour fabriquer des montures de lunette. Dans l’Union européenne, la libération (par ressuage) des ions Ni2+ doit être limitée à 0,5 µg/cm2/semaine pour les objets en contact prolongé avec la peau.
    • Alliage Ni-Cr (Ni : 60 %, Cr : 35 %, Si : 2 %, Mo : 1 %, Fe : 1 %) utilisé pour réaliser des couronnes et bridges dentaires.
    • Alliage Inconel 600 : alliage à base de Ni contenant 13 % de Cr et 6 % de Fe. Cet alliage utilisé pour certaines pièces (manchons traversant le couvercle…) des réacteurs nucléaires à eau pressurisée des centrales françaises est sensible à la corrosion sous contrainte et les pièces présentent des fissures. Il est remplacé par l’Inconel 690 à 29 % de Cr.
    • Développement de l’utilisation d’un alliage Zn-Ni (à 13 % de Ni) pour la galvanisation de tôles pour automobiles.
    • Cupronickel : pièces de 1 et 2 , soit 3,5 % de la consommation française de nickel.
    • Superalliages : voir ce chapitre.
  • Dans les batteries :
    • Ni-Cd (voir le chapitre consacré au cadmium.
    • Nickel-hydrure métallique (NiMH)  : elles sont constituées d’une électrode négative formée par un alliage LaNi5 ou ZrNi2, l’électrode positive étant à base d’hydroxyde de nickel. L’électrolyte est de l’hydroxyde de potassium.
    • Lithium-ions : ce sont actuellement celles qui ont la plus grande capacité d’accumulation d’énergie par unité de masse. Elles sont en conséquence les mieux adaptées pour la mobilité électrique (appareillages portables et véhicules électriques). Le nickel utilisé est principalement sous forme de sulfate avec, en 2017, une production mondiale de 350 000 t renfermant 75 000 t de Ni dont 300 000 t utilisées pour la production de batteries (60 000 t de Ni). Parmi les batteries lithium-ions, celles contenant du nickel représentent une part de 39 %. Le nickel est employé comme cathode dans les batteries suivantes :
      • Nickel-Manganèse-Cobalt (NMC) : on distingue les batteries NMC111, NMC622, NMC811, les chiffres exprimant les rapports atomiques entre les éléments nickel, manganèse et cobalt. En remplaçant partiellement le cobalt par le nickel elles ont permis de diminuer le coût lié à celui du cobalt de ces batteries qui équipent de nombreux appareils portables à l’aide de batteries lithium-cobalt-oxyde (LCO) qui ne contiennent pas de nickel. Les cathodes NMC811 doivent équiper les futurs modèles de Tesla.
      • Nickel-Cobalt-Aluminium (NCA) : la cathode contient 80 % de Ni, 15 % de Co et 5 % de Al. Construites par Panasonic elles équipent le Model S de Tesla.
  • Comme catalyseur (Ni-Al) d’hydrogénation pour la fabrication de l’acide adipique. Des catalyseurs à base d’oxyde de nickel sont employés dans le reformage du gaz naturel pour donner du dihydrogène.
  • Alliages (Ni-Ti) à mémoire de forme, appelés « nitinol » (voir le chapitre consacré au titane). Utilisés en orthodontie, comme endoprothèses (« stent »).
  • Comme moule de fabrication de CD, DVD et disques Blu-ray. Une matrice de verre recouverte de résine photosensible est gravée par laser, puis recouverte par évaporation d’argent qui rend la surface conductrice et enfin le nickel est déposé par électrolyse. Le nickel est ensuite séparé de la matrice de verre et donne un moule permettant de fabriquer plus de 100 000 disques.

Bibliographie

 

Platine

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structure cristalline Rayon métallique pour la coordinence 12
78 195,1 g.mol-1 [Xe] 4f14 5d9 6s1 cubique à faces centrées de paramètre a = 0,3924 nm 138,7 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
21,45 g.cm-3 3,5 1 772°C 3 827°C 13,7.106 S.m-1 117 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKs : Pt(OH)2
2,28 35

Potentiels standards :

PtO2(s) + 2H+ + 2e = Pt(OH)2(s) E° = 0,62 V
Pt(OH)62- + 2e = Pt(OH)2(s) + 4OH E° = 0,2 V
Pt(OH)2(s) + 2H+ + 2e = Pt(s) + 2H2O E° = 0,98 V
Pt(OH)2(s) + 2e = Pt(s) + 2OH E° = -0,14 V
Pt2+ + 2e = Pt(s) E° = 1,2 V

Données thermodynamiques

Platine cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 41,6 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 25,9 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 21,8 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 509 kJ.mol-1
Platine gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 565,5 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 520,7 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 192,4 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 25,5 J.K-1mol-1

Données industrielles

Le platine (Pt), avec le palladium (Pd), le rhodium (Rh), le ruthénium (Ru), l’iridium (Ir) et l’osmium (Os) forme la famille des métaux du groupe du platine (PGM en anglais) ou platinoïdes. Ces éléments, possédant des propriétés chimiques proches sont associés dans leurs gisements. Par contre, leurs propriétés physiques sont différentes : le platine et le palladium sont ductiles et faciles à mettre en forme alors que le ruthénium et l’osmium sont durs et cassants, Ru, Rh et Pd ont des densités comprises entre 12 et 12,5, alors que celles de Pt, Ir et Os sont comprises entre 21,4 et 22,6.
Les données industrielles concernant le platine sont regroupées avec celles des autres platinoïdes, dans le texte du produit platinoïdes.

Palladium

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structure cristalline Rayon métallique pour la coordinence 12
46 106,42 g.mol-1 [Kr] 4d10 cubique à faces centrées de paramètre a = 0,3891 nm 137,6 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
12,02 g.cm-3 4,75 1 552°C 3 140°C 9,5.106 S.m-1 71,8 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKs : Pd(OH)2
2,20 31,0

Potentiels standards :

PdO3(s) + 2H+ + 2e = PdO2(s) + H2O E° = 1,22 V
PdO2(s) + 2H+ + 2e = PdO(s) + H2O E° = 0,95 V
PdO2(s) + H2O + 2e = PdO(s) + 2OH E° = 0,73 V
Pd(OH)2(s) + 2e = Pd(s) + 2OH E° = -0,19 V
Pd2+ + 2e = Pd(s) E° = 0,92 V

Données thermodynamiques

Palladium cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 37,6 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 26 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 16,7 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 376 kJ.mol-1
Palladium gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 378,4 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 339,9 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 167 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 20,8 J.K-1mol-1

Données industrielles

Le palladium (Pd) avec le platine (Pt), le rhodium (Rh), le ruthénium (Ru), l’iridium (Ir) et l’osmium (Os) forme la famille des métaux du groupe du platine (PGM en anglais) ou platinoïdes. Ces éléments, possédant des propriétés chimiques proches sont associés dans leurs gisements. Par contre, leurs propriétés physiques sont différentes : le platine et le palladium sont ductiles et faciles à mettre en forme alors que le ruthénium et l’osmium sont durs et cassants, Ru, Rh et Pd ont des densités comprises entre 12 et 12,5, alors que celles de Pt, Ir et Os sont comprises entre 21,4 et 22,6.
Les données industrielles concernant le palladium sont regroupées avec celles des autres platinoïdes, dans le texte du produit platinoïdes.

Iridium

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structure cristalline Rayon métallique pour la coordinence 12
77 192,2 g.mol-1 [Xe] 4f14 5d6s2 cubique à faces centrées de paramètre a = 0,3839 nm 135,7 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
22,421 g.cm-3 6,5  2 410°C 4 130°C 19,7.106 S.m-1 147 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling E° : IrO2(s) + 4H+ + 4e = Ir(s) + 2H2O E° : IrO42- + 4H+ + 2e = IrO2(s) + 2H2O
2,2 0,93 V < 1,3 V

Données thermodynamiques

Iridium cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 35,5 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 25,1 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 27,6 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 636 kJ.mol-1
Iridium gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 665,5 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 618,2 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 193,5 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 20,8 J.K-1mol-1

Données industrielles

L’iridium (Ir) avec le platine (Pt), le palladium (Pd), le rhodium (Rh), le ruthénium (Ru) et l’osmium (Os) forme la famille des métaux du groupe du platine (PGM en anglais) ou platinoïdes. Ces éléments, possédant des propriétés chimiques proches sont associés dans leurs gisements. Par contre, leurs propriétés physiques sont différentes : le platine et le palladium sont ductiles et faciles à mettre en forme alors que le ruthénium et l’osmium sont durs et cassants, Ru, Rh et Pd ont des densités comprises entre 12 et 12,5, alors que celles de Pt, Ir et Os sont comprises entre 21,4 et 22,6.
Dans les données qui suivent ne sont précisées que celles spécifiques à l’iridium, des données plus générales, pour l’ensemble des platinoïdes, sont développées avec le produit platinoïdes.

Matières premières

Les teneurs de l’écorce terrestre sont de 0,005 ppm, soit 5 µg/kg, pour le platine, 0,015 ppm pour le palladium, 0,0015 pour l’osmium, 0,001 pour le rhodium, l’iridium et le ruthénium.

Teneurs en platinoïdes et en or des reefs sud-africains :

en g/t
Reefs Pt Pd Rh Ru Ir Os Au
Merensky 3,25 1,38 0,17 0,44 0,06 0,04 0,18
UG-2 2,46 2,04 0,54 0,72 0,11 0,10 0,02
Platreef 1,26 1,38 0,09 0,12 0,02 0,02 0,10

Source : DERA

Productions minières

La production est de 9 t/an pour l’iridium, à 80,9 % en Afrique du Sud, 9,0 % en Russie, 7,4 % au Zimbabwe, 2,6 % au Canada,

Utilisations

Consommations : en 2019, 8,2 t d’iridium.

Secteurs d’utilisation : dans le monde.

Iridium : en 2019.

Électrochimie 35 % Chimie 7 %
Électronique 22 % Autres 35 %

Source : Johnson Matthey

L’iridium est utilisé pour élaborer des creusets destinés à la fabrication de monocristaux de saphir. Il a été utilisé dans l’alliage (90 % Pt – 10 % Ir) du mètre étalon réalisé par George Matthey et livré au gouvernement français le 4 octobre 1879.

Rhodium

Données physico-chimiques

Données atomiques

Numéro atomique Masse atomique Configuration électronique Structure cristalline Rayon métallique pour la coordinence 12
45 102,91 g.mol-1 [Kr] 4d8 5s1 cubique à faces centrées de paramètre a = 0,3804 nm 134,5 pm

Données physiques

Masse volumique Dureté Température de fusion Température d’ébullition Conductibilité électrique Conductibilité thermique Solubilité dans l’eau
12,4 g.cm-3 6 1 966°C 3 727°C 21,1.10 S.m-1 150 W.m-1.K-1 insoluble

Données chimiques

Électronégativité de Pauling pKa : Rhaq3+/RhOHaq2+
2,28 3,4

Potentiels standards :

Rh2O3(s) + 6H+ + 6e = Rh(s) + 3H2O E° = 0,87 V
RhVI + 2e = RhIV E° = 1,5 V
RhVI + 3e = RhIII E° = 1,5 V
RhIV + e = RhIII E° = 1,43 V
Rh2+ + e = Rh+ E° = 0,6 V
Rh+ + e = Rh(s) E° = 0,6 V
Rh3+ + e = Rh2+ E° = 1,2 V

Données thermodynamiques

Rhodium cristallisé :

  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 31,5 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 25 J.K-1mol-1
  • Enthalpie molaire standard de fusion à la température de fusion : 22 kJ.mol-1
  • Enthalpie molaire standard d’ébullition à la température d’ébullition : 531 kJ.mol-1
Rhodium gazeux :

  • Enthalpie molaire standard de formation à 298,15 K : 557,1 kJ.mol-1
  • Enthalpie libre molaire standard de formation à 298,15 K : 511,1 kJ.mol-1
  • Entropie molaire standard à 298,15 K : S° = 185,8 J.K-1mol-1
  • Capacité thermique molaire sous pression constante à 298,15 K : Cp° = 21 J.K-1mol-1

Données industrielles

Le rhodium (Rh) avec le platine (Pt), le palladium (Pd), le ruthénium (Ru), l’iridium (Ir) et l’osmium (Os) forme la famille des métaux du groupe du platine (PGM en anglais) ou platinoïdes. Ces éléments, possédant des propriétés chimiques proches sont associés dans leurs gisements. Par contre, leurs propriétés physiques sont différentes : le platine et le palladium sont ductiles et faciles à mettre en forme alors que le ruthénium et l’osmium sont durs et cassants, Ru, Rh et Pd ont des densités comprises entre 12 et 12,5, alors que celles de Pt, Ir et Os sont comprises entre 21,4 et 22,6.
Les données industrielles concernant le rhodium sont regroupées avec celles des autres platinoïdes, dans le texte du produit platinoïdes.