Rapport de stage.docx

1
Rapport de stage effectué à
Pakistan Maroc phosphore
< stage 1ére
année : stage d’observation >
Réalisé par : Soufia Daoudi Nejm
Encadrant : M. Abdeljalil Aghenda
Service d’affectation : IDP / PR / PP
Période de stage : 01/07/2013 au 31/07/2013

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1. Remerciement...................................................................4
2. Introduction......................................................................5
3. Présentation global du groupe OCP...............................6
a. Historique..............................................................7
b.Présenation de Jorf Lasfar....................................8
4. Présentation de PMP......................................................10
5. l’atelier phosphorique ...................................................12
a.Introduction...............................................................13
b. Fonctionnement......................................................13
c. Propriétés..................................................................15
6. Bilan de matiére P2O5.....................................................25
a.Résultat des analyses .............................................26
b.Bilan de P2O5 dans la secti attaque
filtration ..............................................................................27
c. Bilan de P2O5 dans la section CAP.......................29.
d.Bilan de P2O5 dans la section
décantation.........................................................................30
7. Conclusion .....................................................................32

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Remerciements :
Avant d’aborder au vif de mon rapport , j’adresse mes
sincéres remerciements à :
Mon encadrant M .Abdeljalil Aghenda pour
l’encadrement de ce stage.
Je tiens également à remercier toute l’équipe du
service IDP/PP/PR pour les conseils et les informations
qu’ils ont pu me prodiguer au cours de cette période de
stage .
Je tiens à remercier encore tous personne qui ont
contribué à l’accomplissement de cette formation .

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Introduction :
Etant étudiante en 1ére
année cycle préparatoire
à l’Ecole National des Sciences Appliqués de Tanger , j’ai
que j’ai le privilége de passer 1 mois à l’atelier de
production de l’acide phosphorique au sein du groupe
Pakistan Maroc Phosphore ( PMP) à Jorf Lasfar .
Au cours de ce stage au service IDP/PR/PP , j’ai
pu effectué un bilan de matiére ( P2O5 ) ainsi que de
découvrir le fonctionnement de l’atelier phosphorique de
l’usine Pakistan Maroc Phosphore au sein de l’OCP .

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Présentation
globale du groupe
OCP :

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1 . Historique :
L’évolution du groupe OCP pendant les 84 années passées depuis sa
création est réalisée selon les étapes suivantes :
1920 : Création du groupe OCP.
1921 : Extraction du phosphate à Boujniba dans la zone de Khouribga le
1er mars et l’exportation du phosphate le 23 Juillet de la même année.
1930 : Ouverture du centre de Youssoufia.
1931 : L’extraction du phosphate en souterrain à Youssoufia.
1936 : Premier train de phosphate de Youssoufia vers le port de Safi.
1954 : Démarrage des premières installations de séchage à Youssoufia..
1960 : Développement de la mécanisation du souterrain à Youssoufia
1961 : Mise en service de la première laverie à Khouribga.
1965 : Démarrage de la société Maroc Chimie à Safi, pour la fabrication
des dérivés phosphatés (Acide phosphorique et Engrais).
1981 : Démarrage de Maroc Phosphore II.
1986 : Démarrage du Site de Jorf Lasfar avec Maroc Phosphore III-IV.
1988 : Chargement du premier navire de DAP de Jorf Lasfar en Janvier.
1997 : Partenariats industriels avec Grande Paroisse.
1998 : Usine EMAPHOS pour l’acide purifié.
1999 : Usine IMACID pour l’acide phosphorique.
2000 : Démarrage de l’unité de flottation de phosphate à Khouribga
2005 : Usine PAKISTAN MAROC PHOSPHORE .

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2 . Présentation de Jorf Lasfar :
Situé sur le littoral atlantique , à 20 km au sud-ouest d’El Jadida , le
complexe industriel de Jorf Lasfar a démarré sa production en 1986 .
cette unité a permis au groupe OCP de doubler sa capacité de
valorisation des phosphates . Le site a été choisi pour ses multiples
avantages : proximité des zones miniéres , existence d’un port profond
, disponibilité de grandes réserves d’eau et présence des terrains pour
les extensions futures .
Cet ensemble, qui s’étend sur 1700 hectares, permet de produire
chaque année 2 millions de tonnes de P2O5 sous forme d’acide
phosphorique, nécessitant la transformation de 7,7 millions de tonnes
de phosphate extraits des gisements de Khouribga, 2 millions de tonnes
de soufre et 0,5 million de tonnes d’ammoniac. Les besoins en énergie
du complexe sont satisfaits par une centrale de 111 MW utilisant la
chaleur de récupération. Une partie de la production est transformée
localement en engrais DAP .
Le complexe de JORF LASFAR compte quatre entités :
1. l’unité Maroc Phosphore III-IV créée en 1986.
2. L’unité EMAPHOS en 1997, en partenariat avec PRAYON
(Belgique) et CFB (Allemagne) .

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3. L’unité D’IMACID en 1999 , en partenariat avec le Groupe indien
BIRLA, lui a permis d’accroître sa capacité de production d’acide
phosphorique de 25% sur le site de JORF LASFAR.
4. L’unité Pakistan Maroc Phosphore en 2005 , en partenariat avec
le Groupe Fauji et FFBL et FFCL .

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Présentation de
PAKISTAN MAROC
PHOSPHORE :

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La nouvelle usine «Pakistan Maroc Phosphore» (PMP), à Jorf Lasfar
est chargée de la production d’acide phosphorique au sein de
l’ensemble industriel du groupe OCP dans la plate-forme de Jorf Lasfar.
La construction de cette unité industrielle a démarré en janvier 2005
pour un montant d’investissement global de 2,03 milliards de dirhams.
Cette usine est réalisée dans le cadre d’un partenariat entre le groupe
OCP et le groupe pakistanais Fauji.
La nouvelle usine «Pakistan Maroc Phosphore» comporte une
unité de production d’acide sulfurique de 1.125.000 tonnes/an, utilisé
pour la production d’acide phosphorique, une unité de production
d’acide phosphorique de 375.000 tonnes/an destinées à couvrir le 1/3
des besoins du marché pakistanais ainsi qu’une centrale
thermoélectrique de 32 MW. Edifiée sur une superficie de 18 hectares.
Cette usine créera 180 emplois permanents pendant la phase
d’exploitation.
PMP contient un atelier phosphorique qui se contitue
principalement :
 Une ligne de production d'acide phosphorique de capacité 1.135 T
P2O5 par jour ;
 Un circuit d’alimentation en phosphate ;
 Une ligne de broyage de phosphate ;
 Une unité de concentration d'acide phosphorique ;
 Une unité de stockage d'acide phosphorique 28% et 54%.
Atelier d'acide
Sulfurique
Soufree
Phosphate
Stockage d'acide
marchand
Energie Electrique
Eau de mer
Eau
douce
Traitement
des eaux
Centrale
Thermoélectrique
Atelier d'acide
Phosphorique

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L’atelier
phosphorique :
Figure : Vue de l’atelier phosphorique

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1 . Introduction :
L’usine PAKISTAN MAROC PHOSPHORE ( PMP ) conçue a
produire de l’acide phosphorique de 54% par le processus de
dihydrate de procédé de JACOBS .
2 . Fonctionnement :
La production de cet acide suit la procédure suivant :
Hangar
Trémie
Bac de préparation de la pulpe
Crible
particule de granulométrie particule de granulométri
supérieur à 500 inférieur à 500 µm
( refues ) ( passant )
Broyage
Bac de stockage de la pulpe
Cuve d’attaque

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Acide sulfurique + acide phosphorique + pulpe
Filtration gypse
Acide phosphorique 28%
Stockage et clarification d’ acide phosphorique 28 %
Concentration de l’acide phosphorique 28%
Stockage et clarification de l’acide 54% non clarifier
Stockage d’acide phosphorique clarifier
Stockage d’acide marchand
Schéma : fontionnement de l’atelier
phosphorique

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3. Propriété :
a. Stockage de phosphate :
Le phosphate vient de Khouribga par les trains est stocké dans les
hangars de l’infrastructure Jorf Lasfar, puis transporté par deux
convoyeurs à bande (une bande en marche l’autre en secours) qui sont
muni d’un déférailleur qui éliminent toutes les matières étrangères de
nature ferreux présents dans le phosphates brute, vers le hangar de
l’usine PAKPHOS de capacité 30 000T qui assure 6 jours de production .
b. Préparation de la pulpe :
Le phosphate brute sort du hangar par des ouvertures en bas appelé
casques, qui s’ouvrent par des vérins pneumatiques, vers une trémie de
capacité 200 tonnes, après il est mélangé par l’eau dans un bac agité
afin de produire la pulpe.
La quantité de phosphate introduite dans la cuve de préparation de la
pulpe est réglée à l’aide d’une bande doseuse de telle façon que la
quantité de phosphate représente le double de la quantité d’eau, cela
permet d’avoir la densité désirée.
Le transport de phosphate vers la trémie se fait par deux
convoyeurs l’un est en fonctionnement, tandis que l’autre est en
secours
c. Criblage :
La pulpe obtenue subit un tamisage afin de sélectionner une
granulométrie inférieure ou égale à 500 micromètres (appelé passant),
et qui va être stocké par la suite dans la cuve de stockage de la
pulpe.Cette partie se compose de deux unités de criblage (chacune est
formée de cinq étages).

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d. Broyage :
Le broyage est une opération qui consiste à réduire la granulométrie
du phosphate afin de faciliter son attaque par l’acide sulfurique. La
réaction chimique est d’autant plus facile que la surface offerte aux
réactifs est plus grande. En effet un broyage insuffisant, conduit à une
attaque très difficile, un temps de réaction très élevé et un rendement
plus bas. Par contre un phosphate sur broyé conduit à un degré de
décomposition plus élevé, et provoque une attaque très poussée, ce
qui cause l’augmentation de la température et d’obtenir un gypse
semi– hydrate plus stable.
Le refus qui constitue les particules n’ayant pas passé par le crible
subit un broyage dans un broyeur à boulets d’une capacité de 51
tonnes/heure a fin de diminuer sa granulométrie à inférieure ou égale à
500 micromètre puis rejoint le passant dans la cuve de stockage de la
pulpe.
Figure : Schéma de la section manutention et broyage

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e . Attaque et digestion
la réaction se fait dans un réacteur ouvert continu parfaitement
agité de forme annulaire dont les entrées sont l’acide sulfurique, la
pulpe, l’acide phosphorique de présecteur et moyen provenant de la
partie filtration, les boues extraites des décanteurs et les effluents
liquides stockés dans le bac à effluents, et l’eau.
Afin de limiter la formation de mousses dans le réacteur, deux
injections d’anti-mousse sont prévues dans la tuyauterie à l’entrée du 1er
compartiment et au troisième digesteur.
La cuve d’attaque est formée d’une cuve à plusieurs compartiments.
Chaque compartiment est équipé d’un agitateur à trois rangs de pales Il
permet une bonne homogénéisation de la bouillie d’attaque et possède
des pales radiales à la surface de la bouillie permettant de casser les
mousses qui se forment lors de la réaction.
Les gaz de réaction sont collectés par deux ouvertures pour être
envoyés vers le système de lavage des gaz.
La pulpe de phosphate est introduite dans le 1er compartiment de la
cuve d’attaque. L’acide sulfurique concentré est injecté dans la cuve à
l’aide des trois mélangeurs, dit « dilueur » dans laquelle l’acide
phosphorique est introduit par les deux extrémité du mélangeur il a
pour rôle la dilution de l’acide sulfurique, et la transformation de
phosphate tricalcique en monocalcique .
La bouillie sortant de refroidisseur s’écoule vers la section digestion
qui comprend trois cuves cylindriques verticales similaires placées en
série.
 Compartiment sortie flash couler (refroidisseur à vide).
 Compartiment d’ajustement.
 Compartiment d’alimentation des filtres.
Les cuves de digestion sont équipées chacune d’un agitateur à
double rang de pales hélicoïdes.
Une injection d’acide sulfurique est prévue dans la première cuve
afin de favoriser la désursaturation de l’acide.

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La bouillie est alimentée dans le premier compartiment, la majeure
quantité déborde au dessus d’un déversoir de nouveau au réacteur,
pour régler la température et pour garder le niveau constante dans la
cuve, l’autre quantité déborde dans le compartiment d’ajustement et
puis au compartiment d’alimentation de filtre.
La section de digestion permet la finissions de la réaction, l’ajout d’un
temps de séjour additionnel, qui permet d’augmenter le taux de
conversion, et la croissance en cristal.
Tout le volume de système est approximativement 2400 m3, avec
1820 m3 dans le réacteur, et 589 m3 dans le réservoir de maturation.
Tout le temps de séjour avec ce volume est approximativement 4
heures.
f. Vide attaque et assainissement :
Les gaz quittant le flash cooler sont condensés au moyen d’eau de mer
dans le condenseur à contact direct. L’eau de mer usée coule vers les deux
trémies des filtres à bouillie pour l’évacuation du gypse; la mesure de
température indique si le débit d’eau de mer est correct.
Avant d’être condensées, ces gaz passent dans le précondenseur où elles
réchauffent l’eau destinée au lavage des toiles du filtre; cette eau étant de
l’eau de procédés ayant servi au préalable au lavage des gaz de réaction
dans le système de lavage des gaz horizontale. La mesure de température
de l’eau chaude quittant le précondenseur renseigne également la
présence d’un entraînement anormale de bouillie par le flash cooler.
g. Filtration
Dans la section de filtration, deux filtres à bouillie, filtre A et filtre B,
séparent l’acide phosphorique et le gypse. Les deux filtres fonctionnent
en parallèle.
La bouillie est alimentée vers l’auge de distribution des filtres
horizontaux à cellules basculantes sous vide dit filtre « Prayon ». Une
première partie du filtrat de production, contenant des cristaux très fins

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(portion trouble) et parfois légèrement diluée par l’eau restant sur la
toile, est envoyée vers l’aspiration de l’acide recyclé, le filtrat obtenu
après la formation de gâteaux qui jeu le rôle d’une surface filtrante
additionnelle (ne doit pas dépassé l’épaisseur désirée) constitue l’acide
de production 28% qui va être stocké dans les cuves de stockage.
Après séparation de filtrat 28%, le gâteau de gypse est lavé à contre-
courant en 3 étapes.
 Le premier lavage :
Dans la première section de lavage, le gâteau de gypse est lavé avec
le filtrat Acide faible. Le liquide de lavage s’écoule par le compartiment
de filtration du distributeur d’acide est pompé ensuite par la pompe
d’acide retour en direction du réacteur. Ainsi, l’écoulement d’acide
recyclé en direction du réacteur se compose de deux courants: filtrat
trouble, acide moyen.
 Le deuxième lavage :
Dans la deuxième section de lavage, le gâteau de gypse est lavé avec
le filtrat acide très faible. L’eau de lavage (acide faible) s’écoule par le
compartiment de la filtration du distributeur d’acide, cet acide est
utilisé comme moyen de lavage du gâteau dans la première section via
les pompes qui sont utilisées pour pomper l’acide faible collectée dans
le distributeur d’acide vers la première section de lavage.
 Le troisième lavage:
Dans l’étage final, le gâteau de gypse est lavé avec l’eau gypseuse
résultant du lavage des toiles des filtres qui est collecté dans le bac
d’eau gypseuse puis il est transféré via les pompes vers le troisième
lavage du gâteau. Le liquide de lavage (l’acide très faible) s’écoule par
le compartiment du distributeur d’acide, puis il est utilisé comme
moyen de lavage dans la deuxième section de lavage. Les pompes du
filtre sont utilisées pour pomper l’acide très faible recueilli dans la caisse
du distributeur, pour la deuxième section de lavage.

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Le gypse est finalement déchargé, par rotation de la cellule
basculante en position inversée dans une trémie arrosée d’eau de mer
devant servir à son évacuation vers la mer.
 Lavage des toiles :
A la fin de cycle, les toiles filtrantes sont lavées en continu et les
cellules des filtres sont lavées par intermittence. L’eau chaude du
précondenseur est utilisée comme eau de lavage des toiles est recueillie
par débit contrôlé par le niveau dans le bac de lavage de toiles. L’eau de
lavage des toiles provient du bac est pompé via les pompes vers la
rampe de lavage des toiles, L’eau ayant lavé les toiles vient, via la trémie
d’eau gypseuse vers le bac par gravité, les niveaux des bacs est
maintenu constant par une régulation sur le solde de la quantité de
l’eau pompée. Cette eau est alors pompée vers l’auge de dernier lavage
du gypse par les pompes, ce débit de lavage est contrôlé par une
boucle de régulation de débit.
Le vide est crée par une pompe qui fait une aspiration centrale des
gaz en bas de filtre, ces gaz sont séparés des gouttelettes d’acide
entraînées au moyen d’un séparateur. Cet acide est renvoyé à
l’aspiration de la pompe
d’acide recyclé. Puis, les gaz passent dans un condenseur, alimenté en
eau de mer, et finalement les incondensables sont cheminés vers
atmosphère.
Le vide crée facilite l’écoulement des filtrats qui se dirigeant par
gravité vers les pompes à filtrats par des tuyauteries barométriques.

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Figure : schéma de la section attaque filtration
h. Stockage et clarification d’acide 28%
Cette section comprend les principaux réservoirs suivants :
 Deux clarificateurs d’acides munis de racleurs, chacun d’une
capacité de 1475m3 ;
 Deux réservoirs de stockage agités pour l’acide clarifié, chacun
d’une capacité de 1570 m3 ;
 Un réservoir de récupération des effluents, d’une capacité de
1100m3 ;
L’acide 28% venant de la filtration est préalablement stocké dans le
réservoir de décantation qui permet l’élimination des particules en
suspension dont la densité est supérieure à celle de l’acide, maintenu
agité par un agitateur pour ajouter a la force de gravité une force de
centrifugation.
Les boues accumulées au font du bassin de décantation, sont
éliminées périodiquement par un racleur de manière à le ramener vers

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le cône central d’extraction. Les boues sont pompées vers la cuve
d’attaque.
L’acide clarifié déborde dans le réservoir de stockage situé juste prés
du décanteur.
Figure : schéma de clarification de l’acide 28%
i. Concentration
L’acide phosphorique obtenu a une concentration de 28% en P2O5.
Cette faible concentration P2O5 entraîne les inconvénients suivants :
Si l’acide n’est pas mis en œuvre, l’eau supplémentaire entraîne des
frais de transport plus élevés.
L’acide n’est pas utilisable pour la fabrication de certains engrais, car
une concentration en P2O5 plus élevée est nécessaire pour la
fabrication de ceux-ci.
La fonction de la concentration par évaporation de l’acide
phosphorique est donc d’évaporer l’eau excédentaire.
La section concentration se compose de quatre systèmes
d’évaporation chacun conçu pour produire 331 tonnes/jour P2O5.

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Chaque évaporateur est constitué principalement de :
 Un bouilleur ;
 Une pompe de circulation à écoulement axial ;
 Un échangeur tubulaire ;
 Un séparateur gaz liquide ;
 Condenseur de vapeur et lavage des gaz ;
L’acide 28% venant de la section stockage et clarification subit une
évaporation (concentration) dans un évaporateur sous vide en
circulation fermé.
L’acide faible est alimenté à la sortit de l’échangeur ou il se mélange
avec l’acide 54% surchauffé dans l’échangeur par de la vapeur basse
pression fourni par la centrale thermique, ce mélange entre dans le
bouilleur par une pression de vapeur saturante supérieur à la pression
absolu (76mmHg) régnant dans le bouilleur cela permet d’évaporer
l’eau contenant dans l’acide à une température basse d’environ 80°c.
Le vide dans le bouilleur créer par l’eau de mer injecte dans un
condenseur situé au dessus de bouilleur par une pression permet
d’aspirer les vapeurs d’eau et gaz contenant dans le bouilleur, ces gaz
traversent en première temps un séparateur qui permet de récupérer
les gouttelettes d’acide pour les renvoyées vers le stockage d’acide 54%
via la pompe d’acide produit.
Le niveau dans le bouilleur est maintenu constant de telle façon que
la quantité d’acide 28% P2O5 qui rentre se concentre puis déborde dans
un tuyau alimentant la pompe d’acide concentré qui l’envoie vers le
stockage 654% P2O5.
Le vapeur de chauffage qui a effectuée son échange avec l’acide
dans l’échangeur tubulaire se condense puis refroidi par l’eau de mer et
renvoyé vers le bac à condensats de la centrale thermique.
A noter qu’on peut circuler l’acide faible dans l’évaporateur sans le
mélanger avec l’acide concentré surchauffé mais cela va augmenter le
temps d’évaporation et la quantité de vapeur utilisé.

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Figure : schéma de la section concentration d’acide 28%
j.Clarification et stockage d’acide 54%
L’acide concentré provenant des quatre pompes des échelons de
concentration est pompé en direction du répartiteur d’acide qui permet
aux écoulements entrants d’être dirigés vers l’un des deux réservoirs
d’acide de refroidissement. Par débordement du réservoir via un
gouttière ouvert l’acide entre dans le tube central du décanteur, le
solide décanté est raclé sur le fond du décanteur par le racleur de
manière à le ramener vers le cône central d’extraction, les boues sont
pompées, à concentration en solides constantes, au moyen de la
pompe vers le premier réservoir de stockage d’acide faible via le
distributeur de clarification 28%. L’acide clarifié déborde en direction du
bac et ensuite, il est pompé vers les deux bacs de stockage d’acide
clarifié 54%.
De ces bacs, les pompes envoient l’acide de qualité “marchand” vers
le port de Jorf.

26
1 . les résultats des analyses de phosphate ,
de gypse , des acides des ateliers
phosphoriques et des eaux des lavages des
gaz par rapport à la matiére P2O5 :
% éléments phosphate Acide 28% Gypse Eau
d’assainissement
Des gaz
Acide 54% NCL Acide 54%
CL
Eau de mer
échelon
P2O5 31,64 26,70 ---- 51,64 53,27
densité
1287 1666 1636

27
2 . Bilan de P2O5 dans la section attaque
filtration :
Phosphate Acide28%( ?)
( 200 T/h ) Attaque filtration de 26,70% P2O5
de 31,6% P2O5
Gypse ( ?)
de 1% P2O5
 Calcul de la quantité de P2O5 dans le phosphate :
200 T de phosphate -------------> 31,64% de P2O5
Alors on a : Q(P2O5) = 0,3164*200 = 63,28 T
Q(P2O5)= 63,28
 Calcul de la quantité de gypse et d’acide produit par
63,28 tonnes de P2O5 :

28
La quantité de gypse :
On considére 331,6m3
de la bouillie , de densité
1504 et le taux de solide ( TS ) :
TS = (1 – Dfiltrat /Dbouillie ) / ( 1 – Dfiltrat /2, 35 ) = 34,04%
On a TS = Q(gypse)/Q(bouillie)
Alors Q(gypse) = Q(bouillie)*TS = 169,99 T
La quantité d’acide :
Q(acide) = Q(bouillie) – Q(gypse) = 329,39 T
La quantité de P2O5 dans 331,6 m3
de la bouillie :
Q(P2O5) = % P2O5*M(bouillie)=133,15 T
La quantité de P2O5 dans le gypse et l’acide 28% :
Q(P2O5) = % P2O5*Q(gypse ) =45,38 T
Q(P2O5) = % P2O5*Q(acide) =87,94 T

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3. Bilan de P2O5 dans la section
concentration acide phosphorique ( CAP ) :
329,39 T d’acide ? d’acide
Phosphorique CAP phosphorique 54 %
NCL
26,70% de P2O5 51,64% de P2O5
 Calcule de la quantité de l’acide phosphorique 54%
NCL :
On a la formule suivante :
XeP2O5*Qe = XsP2O5*Qs Qs = XeP2O5*Qe /
XsP2O5
Donc Qs = 170,30 T
 Calcul de P2O5 contenant dans l’acide phosphorique
54% NCL :
Q(P2O5) = %P2O5*Qs = 87,94 T

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4. Bilan de P2O5 dans la section la
section clarification de l’acide
phosphorique :
170,30 T d’acide ? d’acide
Phosphorique 54% Décantation phosphorique
54% NCL 51,64% de P2O5 CL de 53,27%
Densité 1666 P2O5 densité
1636
 Calcul de la quantité de l’acide phosphorique clarifié
A l’entrée on a une densité 1666 kg pour 1m3
A la sortie d’échelon on a une densité 1636 Kg pour 1m3
Donc pour 1m3 la quantité diminuer est 1666 – 1636 = 30Kg.
Nous on a entrée avec une masse de 170,30 T qui correspond
à 170,30 /1,666 = 102,22 m3
.
Pour cette quantité la masse réduite est :
102,22* 30= 3066,6 Kg.
La quantité d’acide à la sortie décanteur est :
170,30 – 3,0666 = 167,23 T
 Calcul de P2O5 contenant dans l’acide
phosphorique 54% CL :
Q(P2O5) = % P2O5 * Q ( acide 54% CL) =89,08 T

31
Schéma résumant le bilan matiére de P2O5
( Tonne/heure ) :
Phosphate ( 200 T/h)
De 63,28 T /h P2O5
Attaque filtration Gypse ( 169,99T/h)
De 45,38 T/h P2O5
Acide 28% (329,39 T/h )
De 87,94 % P2O5
CAP
Acide 54% NCL ( 170,30 T/h )
De 87 ,94 T /h P2O5
Décantation
Acide 54% CL ( 167,23 T /h )
De 89,08 T/h P2O5

32
Conclusion
Le stage constitue pour les stagiaires une occasion pour améliorer
leurs connaissances théoriques et pratiques.
Pour moi, mon stage m’a permis de découvrir le monde du travail
et de collecter le maximum des informations, il était très intéressant.
En effet, ce stage m’a permis de découvrir l’importance des
relations humaines, d’acquérir un ensemble des connaissances et des
techniques de travail qui viennent compléter celles acquises dans ma
spécialité.

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