MINISTÈRE DE L'INDUSTRIE, DU C O M M E R C E ET DE L'ARTISANAT

BUREAU DE RECHERCHES GÉOLOGIQUES ET MINIÈRES

B.P. 6009 - 45018 Orléans Cedex - Tél.: (38) 63.80.01

ÉTUDE PRÉLIMINAIRE D'ENRICHISSEMENTDU MINERAI SULFURÉ DE

Cu, Pb, Zn de Porte-aux-Moines(Côtes-du-Nord)

par

P.-H. BAJON et J.-C. ROBERT

DIRECTION DES R E C H E R C H E S

ET D U D É V E L O P P E M E N T MINIERS

Divisions minières métropolitaines

B.P. 6009 - 45018 Orléans CedexTél.: (38) 63.80.01

SERVICE GÉOLOGIQUE NATIONAL

Département minéralurgie

B.P. 6009 - 45018 Orléans CedexTél.: (38) 63.80.01

78 SGN 170 MIN Mars 1978

RESUME

A la demande de la Division Vendée-Bretagne et en accord avec laDirection des Recherches et du Développement minier, le Département Minéralurgiea entrepris une étude préliminaire de traitement du minerai sulfuré complexede cuivre, plomb, zinc du gisement de Porte-aux-Moines.

Cette étude, menée sur un échantillon élaboré à partir de carottesde sondages, a été abordée par des analyses chimiques et minéralogiques.Des essais de préconcentration ont ensuite permis de fixer les limites-étroites- des possibilités de valorisation de ce minerai par traitementen liqueurs denses.

A l'issue de ces essais de préconcentration, quelques broyages ontmontré que l'aptitude au broyage et les possibilités de libération des minérauxétaient voisines pour les minerais de Bodennec et de Porte-aux-Moines.

Enfin, l'étude de la concentration par flottation a porté sur deuxméthodes :

l'une, classique, consiste à flotter -au xanthate- d'abord lemixte plomb-cuivre, puis le zinc. Contrairement à ce qui a été constaté pourle minerai de Bodennec, ce procédé est applicable à celui de Porte-aux-Moines.

l'autre, adaptée au minerai de Bodennec,baséesur la flottationsuccessive des sulfures de cuivre, de plomb, de zinc, est également applicabledans son principe, à Porte-aux-Moines. Toutefois, les différences de compo-sition chimique des minerais nécessitent des dosages de surfactants différents,ainsi que d'autres procédés de lavages des concentrés.

SOMMAIRE

pages

RESUME

INTRODUCTION 1

1 - ETUDE ANALYTIQUE 31.1 - Analyses chimiques 3

1.2- Observations minéralogiques 3

2 - ETUDE DES POSSIBILITES DE PRECONCENTRATION 42.1 - Préconcentration gravimétrique par liqueurs denses .. 4

2.2 - Etude du broyage précédent la flottation 5

3 - ETUDE DES POSSIBILITES DE FLOTTATION 93.1 - Etude cinétique de flottation 9

3.2 - Etude des possibilités de séparation et de concentration

de cuivre-plomb-zinc 14

CONCLUSION 22

ANNEXE - Résultat de. l'étude minéralogique du minerai de Porte-

aux-Moines 23

— 1 —

INTRODUCTION

A la demande de la Division Vendée-Bretagne et en accord avecla Direction des Etudes minières, le Département Minéralurgie a entreprisune étude préliminaire de traitement du minerai sulfuré complexe Cu-Pb-Znde Porte-aux-Moines.

L'étude a porté sur un échantillon d'une douzaine de kilogrammesprélevé sur les carottes des sondages 2 et 8 (référence lettre A. G./MHBdu 6 juin 1977).

L'étude a été conduite en trois phases :

- Etude analytique comprenant l'analyse élémentaire du lot de mineraireçu, les observations minéralogiques et les déterminationstexturales (associations et dimensions des phases minérales valo-risables).

- Etude des possibilités de préconcentration par séparation granulo-densimétriques.

- Etude des possibilités de flottation selon deux schémas de trai-tements :

- Traitement classique par flottation au xanthate (fig. 1),

- Traitement par flottations successives des sulfures decuivre, puis de plomb et enfin de zinc (fig. 2) ; cetraitement adapté au minerai de Bodennec, permettrait,s'il se révélait applicable au minerai de Porte-aux-Moines,de valoriser économiquement les deux minerais dans uneseule et même laverie.

- 2 -

Traitement par flottation au xanthate

Dégrossissage Pb + Cu

CaO - xanthate

mousses rejets

Séparation Pb-CuNa CN [1) ou K2Cr207 (2)

Floatation ZnCu Sü\

Concentré Cu Concentré Pb Concentré Zn Rejet

(1] Concentré Cu dans les rejets, Pb dans les mousses(2) Concentré Cu dans les mousses, Pb dans les rejets

Figure 1

Traitement par flottations successives

mousses

Concentré Cu

Concentré Pb

Flottation Cu

SO2 xanthogène

rejets

Fl-ottation PbCaO- Zn SOit-Na CN

dithiophpsphate-cresylol

Flottation ZnCaO-Cu SC^-xanthate

rejets

Concentré Zn

rejets

Figure 2

- 3 -

1 - ETUDE ANALYTIQUE

1.1- Analyses chimiques

La composition chimique élémentaire du minerai utilisé pour les essaisest la suivante :

SiO2

A12O3

CaOMgONa20K20

P2O5MnOTiO2

C0 2

H 20"H 20

+

CuPbZnFeS

23,70 %0,4-40,111,270,040,570,160,060,140,590,171,460,751,939,44

25,7033,45

Eléments en traces

SbBiAsAgCrCoNiSrVCdSn

9055

1600110658527725217060

g/tg/tg/tg/tg/tg/tg/tg/tg/tg/tg/t

MoZrBaNbYLiWLaB

5600

> 5000< 200< 75< 50

. < 50< 200< 10

g/tg/tg/tg/tg/tg/tg/tg/tg/t

Soit en chalcopyrite 2,2 % (calculés)galène 2,2 % (calculés)blende 14,1 % (calculés)pyrite 53,6 % (calculés)

1.2 - Observations minéralogiques (étude M 3756-P. PICOT, SNG/MGA, annexe 1)

Dans un échantillon broyé à moins de 2 mm il a été observé que :

" La pyrite est nettement dominante, souvent automorphe ...

" La blende est moins riche en fer que celle de Bodennec, comprise entre'l20 et 300 microns ; la chalcopyrite est intimement associée à la blende,'fees dimensions sont comprises entre 15 et 200 microns ; la galène plus rare,'se trouve souvent avec la blende à des dimensions allant de 40 à 100 microns ;'le cuivre gris assez fréquent va de 10 à 40 microns, il s'agit là de tennantite.

Autres minéraux, rares, observés : mispickel (40 à 200 microns),argentite, pyrrhotite, rutile ; luzonite très rare.

Dans un autre échantillon, plus finement broyé (inférieur à160 microns) ont été relevés :

" Pyrite et blende largement dominantes,

" Associations mixtes chalcopyrite-blende, chalcopyrite-'pyrite, chalcopyrite-blende-pyrite dont les éléments sont compris entre'les dimensions suivantes : pyrite : 20-200 microns, blende : 20-150 microns,'chalcopyrite : 15-100 microns, galène plus rare : 15-60 microns.

Dans la fraction fine (20-50 microns) de cet échantillon inférieurà 160 microns, on trouve des grains de pyrite et de blende, plus rarementde chalcopyrite et de galène dont les dimensions sont comprises entre 50et 10 microns, et même moins. Les minéraux de dimensions supérieures à20 microns sont libérés.

- 4 -

2 - ETUDE DES POSSIBILITES DE PRECONCENTRATION

2.1 - Préconcentration gravimétrique par liqueurs denses

L'échantillon de minerai reçu a été concassé à 10 mm, après quoi,environ 1200 g en ont été isolés par quartages et utilisés pour étude despossibilités de préconcentration.

Cette phase de l'étude s'est déroulée de la façon suivante :

- Séparation granulométrique en milieu humide sur tamis à mailles carréesde 5 - 2,5 - 1,25 - 0,63 - 0,315 - 0,160 millimètres.

- Séparations densimétriques, par liqueurs denses, réalisées sur deuxfractions :

une fraction grossière : 10-2,5 mm, obtenue par regroupement d'unemoitié des deux fractions 10/5 et 5/2,5 mm.

une fraction fine 2,5/0,315 mm, obtenue par regroupement de la totalitédes trois fractions 2,5/1,25 ; 1,25/0,63 ; 0,63/0,315 mm.

les fractions très fines : 0,315/0,160 et inférieures à 0,160 mm,que l'on ne peut pas traiter industriellement en milieux denses,n'ont pas été soumises à séparations.

Les séparations ont été faites à l'aide de liqueurs de densité :

2.8 : bromoforme + diméthylformamide2.9 : bromoforme3,0 : iodure de méthylène + diméthyloformamide3,3 : iodure de méthylène.

Les résultats de ces séparations sont donnés dans le tableau 1.

De l'observation du tableau 1, on peut déduire :

- qu'il n'y a pas de sélection des métaux par dimensions lors d'unconcassage du minerai à moins de 10 mm : les teneurs en Cu-Pb-Zn,des fractions (> 2,5 mm), (2,5/0,315), (0,315/0,160) et(< 0,160 mm) sont à peu près les mêmes et, logiquement, trèsproches des teneurs du tout-venant en ces métaux.

- une coupure densimétrique à 3,0 donnerait les résultats suivants :

En rendements % : Poids CuivrePréconcentré fraction > 315 microns 67,9 88,1

fraction .< 315 microns 11 »1 10,3(non traitée)

Préconcentré total 79,0 98,4 98,0 97,4

Plomb88,2

9,8

Zinc88,2

9,2

Teneurs % du préconcentré - 0,91 2,41 10,90

Poids64,5

11,1

75,6

Cuivre87,2

10,3

97,5

Plomb87,3

9,8

97,1

Zinc87,0

9,2

96,2

- 5 -

- Une coupure densimétrique à 3,3 donnerait les résultats suivants

En rendements %Préconcentré fraction > 315 microns

fraction < 315 microns(non traitée)

Préconcentré total

Teneurs % du préconcentré - 0,95 2,50 11,25

Si les rendements en métaux sont excellents, la quantité de stérileéliminée -inférieure à 25 %- n'apparaît guère intéressante. Ceci est dû à ce quela pyrite abondante (cf. § 1.1), dense, suit les minéraux utiles lors dela séparation gravimétrique. Ainsi la partie des stériles la plus gênanteen flottation n'est pas éliminée.

2.2 - Etude du broyage précédent la flottation

Au vu des résultats des observations minéralogiques (§ 1.2) et paranalogie avec ce qui avait été fait pour l'étude du broyage du minerai deBodennec présentant une distribution granulométrique analogue : 2 % de refusà 2 mm (cf. rapport 76 SGN/250 MIN, § 4.1) ; le minerai de Porte-aux-Moinesa été broyé de façon à présenter moins de 5 % de refus à 160 microns etD50 voisin de 25 microns. Cet objectif a été atteint dans les conditionssuivantes :

- Broyeur utilisé : broyeur à boulets de laboratoire (0 420,largeur 125 mm, vitesse de rotation : 40 t/min).

- Charge de boulets d'aciers : 16 boulets soit 8400 g.

- Poids de minerai traité : 500 g sous forme de pulpe à 70 % de solide.

- Durée du broyage : 15 minutes.

Le minerai ainsi broyé a été classé par tamisage humide. La courbegranulométrique obtenue est représentée figure 3 (en traits pleins), qui,comparée à la courbe obtenue sur le minerai de Bodennec après un broyageanalogue (figure 3, en pointillés), montre que les minerais de Porte-aux-Moineset de Bodennec ont des aptitudes au broyage très voisines.

Les fractions granulométriques obtenues après tamisage ont étédosées en cuivre, plomb, zinc ; ce qui a permis d'établir le bilan dutableau 2.

Résultats des préconcentrations gravimétriques

Refusen

5

2.5

1,75

0,315

0 ,160

0

T . V .calculé

Poids

«II,M

18,8

11,5

1.1

3,0

8,1

100,0

Cu

Titre

0,7«

0 ,67

0 ,69

0 ,73

To

X

Itloi

68,1

t-»en

Pb

1,96

1,61

1,71

1,95

ni

X

67 ,7

7.n

B.5'1

8 ,38

7,00

8,8«

6 5 , 0

Tolda

8,8

11,6

C

0,06

0.06

densité <

i X

0,7

rh

0 , 1 0

«lude

o.m

2,8

X

0,5

Zn X

n,30

o.«

X

".1

5.1

Cu

0,05

0.05

X

0,3

d n

n x

0,11

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0 . 1 3

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1

ique

Kit X

O.BB

0,00

3,2

«.3

Tableau J

2 , 9 <

Cu

0 ,05

1

ti.nß

denn

Z

té < 3

Pb

0,51

on

0 .47

,0

I

0,8

Zn I

3 ,90

3.2B

1,1

*

Poids

2,5

•

Cu

0 , 2 0

0 .19

3 , 0 <

X

0,7

densité < 3

Pb X

0 , 5 7

'

0 . 5 B

0,7

1

7.n X

2,78

3.9(1

0,8

PoidsI

'18,6

C i ,5

Cu

1,00

n.9n

1.3

X

66,2

rh

2,6?

2.B3

¡tí

X

61,'.

7n X

11,28

11.92

62,n

1

Repartition granulométrique de Cu-Pb-Zn sur le minerai broyé(< 160 microns) avant flottations

Fractionsgranulome-triques

> 160 ym

> 125

> 100

> 80

> 63

> 50

> 40

> 20

< 20

T.V.calculé

Poids

%

2,1

2,5

3,9

6,3

7,6

9,7

6,1

19,1

42,7

100,0

/ %

2,1

4,6

8,5

14,8

22,4

32,1

38,2

57,3

100,0

Cu

Titre%

0,69

0,70

0,70

0,75

0,74

0,74

0,78

0,77

0,82

0,78

Contenu

1,4

1,7

2,7

4,7

5,6

7,2

4,8

14,7

35,0

77,8

Répartition%

1,8

2,2

3,5

6,0

7,2

9,2

6,2

18,9

45,0

100,0

Pb

Titre%

1,73

1,72

1,69

1,77

1,73

1,72

1,84

1,91

2,29

2,01

Contenu

3,6

4,3

6,6

11,2

13,1

16,7

11,2

36,5

97,8

201,0

Répartition%

1,8

2,1

3,3

5,6

6,5

8,3

5,6

18,2

48,6

100,0

Zn

Titre%

8,60

9,20

9,60

10,00

10,32

9,90

9,60

9,60

8,35

9,14

Contenu

18,1

23,0

37,4

63,0

78,4

96,0

58,6

183,4

356,5

914,4

Répartition%

2,0

2,5

4,1

6,9

8,6

10,5

6,4

20,0

39,0

100,0

Tableau 2

% refus

0,1

0,5l

*15

10

20

30

40

50

60

70

80

90.

95j

96S

975

98

5

99

99,5.

cumulés

-

-

_

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-

•

-

2

N-3W

•

-

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—

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-

-

-

-

-

-

ANALYSE GRANULOMETRIQUE

du produit broyé avant flottation

• :

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Figure 3

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i

C D

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3 4 5 6 7 8 9 I03

m U/rw

- 9 -

3 - ETUDE DES POSSIBILITES DE FLOTTATION

Les essais réalisés dans le cadre de cette étude ne sont destinésqu'à orienter des travaux futurs restant à effectuer pour déterminer lesconditions optimales de flottation du minerai de Porte-aux-Moines.

Ces essais se sont déroulés en deux phases :

Une étude cinétique destinée à estimer l'aptitude à la flot-tation des différents minéraux en fonction des surfactants introduits etdes durées de traitement.

Une étude comparative permettant de confronter les possibilitésde différentes méthodes quant aux séparations, concentrations et rendementsqu'elles peuvent procurer pour les trois métaux à valoriser.

3.1 - Etude cinétique de flottation

Cette phase des essais a comporté quatre flottations réaliséeschacune sur 500 g de minerai en cellules Denver de 1 litre.

Deux essais ont été faits selon la méthode classique au xanthate(flottation d'un concentré de plomb et cuivre, puis flottation du zinc).L'un de ces essais -l'essai 1- a été conduit en absence de chaux. L'autre-l'essai 2- a été fait en présence de chaux afin de déprimer la pyrite.

Deux autres essais ont été réalisés selon la méthode de flottationétagée des sulfures (successivement cuivre, plomb, zinc) qui a donné leplus de satisfaction dans le traitement du minerai géographiquement voisinde Bodennec. L'un de ces essais -essai 3- a été fait en présence de xanthogène(Minerec A) seul ; l'autre -essai 4- a été réalisé en présence de xanthogèneadditionné de SO2, pour déprimer la galène et de ZnSOt pour déprimer la blende.

Les résultats des essais 1, 2, 3, 4, sont représentés respectivementpar les figures 4, 5, 6, 7 ; figures montrant l'influence des durées de flottation(en abscisses) sur les rendements pondéraux et métalliques (en ordonnées).

Sur ces figures sont également portés les surfactants introduitsen début et en cours de flottation, des lignes de rappel précisant les momentsde ces introductions, celles-ci n'ont été faites qu'en cas de nécessité :

pour le collecteur : lorsque les mousses cessaient d'êtrechargées.pour le moussant : lorsque les mousses disparaissaient.pour l'eau : lorsque le volume de pulpe diminuait nettementvu les entraînements provoqués par les mousses.

- La figure 4 démontre que le xanthate seul, flotte non sélectivement,chalcopyrite, galène et pyrite ; la blende est collectée un peu moinsrapidement mais après seulement 5 minutes de flottation, son rendementatteint néanmoins déjà 90 %.

- L'observation de la figure 5 montre que la présence de chaux, si elleralentit un peu la montée de la chalcopyrite et de la galène dans lesmousses, permet de déprimer nettement la pyrite et la blende : la flot-tation classique "plomb-cuivre" au xanthate apparaît réalisable sur leminerai de Porte-aux-Moines dont la blende semble beaucoup moinsactivée que celle de Bodennec.

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- 14 -- Au vu de la figure 6 (et par comparaison avec la figure 4) on peut constaterqu'un dixanthogène (Minerec A), à rendements en chalcopyrite, galèneet pyrite voisins, collecte moins bien la blende qu'un xanthate.

- L'étude de la figure 7 montre que l'action collectrice d'un xanthogèneen présence de SO2 et de sulfate de zinc est inhibée de façon croissantelorsque l'on passe de la chalcopyrite à la pyrite et à la galène. Lablende est bien déprimée : son rendement est inférieur au rendementpondéral.

La méthode de flottation étagée des sulfures est donc, en principe,applicable au minerai de Porte-aux-Moines comme à celui de Bodennec ; pourtanten fait, une difficulté est prévisible (cf. fig. 7 ) : les concentrés de cuivreet de plomb de Porte-aux-Moines seront riches en fer : il faudra leur faire subirun traitement supplémentaire pour les en débarasser.

Il est à remarquer enfin, que la lecture des figures 5 et 7 permetde noter que :

- en présence de xanthate et de chaux, on recueille :

pour un rendement en Cu de 80 % : Pb = 76 %, Zn = 36 %, Fe = 43 %,pour un rendement en Cu de 90 % : Pb = 87 %, Zn = 57 %, Fe = 58 %,

- en présence de Minerec A, de SO2 et de ZnSO^, on recueille :

pour un rendement en Cu de 80 % : Pb = 42 %, Zn = 18 %, Fe = 62 %,pour un rendement en Cu de 90 % : Pb = 59 %, Zn = 30 %, Fe = 78 %.

A priori, aucune des deux méthodes n'étant à rejeter, l'étude deleurs possibilités de flottations a été poursuivie.

3.2 - Etude des possibilités de séparation et de concentration de cuivre-plomb-zinc

Faisant suite aux résultats de l'étude cinétique, deux essais ontété faits selon la méthode classique au xanthate en présence de CaO et deuxautres selon la méthode étagée en présence de SO2. Pour chacune des deux méthodesun essai a été fait avec et un autre sans sulfate de zinc introduit au dégros-sissage.

Il y a donc eu 4 essais réalisés sur 1 kg de minerai - broyé commeexposé au paragraphe 2.2 - et flotté en cellule WEMCO de 2 litres ; les moussesde la première flottation de chaque essai étant retraitées en cellule Denverde 1 litre.

Ces essais ont été réalisés selon les schémas suivants :

Schéma de l'essai 5

Dégrossissage : CaO : 3 kg/tZnSOi+ : 500 g/tEXNa : 100 g/tMIBC : 15 ml/tFlottation : 5 min.

pH : 11,5

mousses

NaCN : 50 g/tMIBC : 10 ml/t flottation

pH : 9,2

6 minMIBC

rejets

ZnSOi+ : 200 g/tEXNa : 50 g/t

10 ml/t flottation

pH : 11,3

10 min

rejetsConc. Cu

mousses

Conc. Pb

moussesConc. épuisage Cu-Pb

MIBC

moussesConc. Zn

Conc. épuisage,Zn

rejetsCuSOu : 300 g/t

+ CaO : 600 g/tEXNa : 50 g/t

10 ml/t flottation :pH : 10,8

rejets

EXNa : 30 g/t

MIBC : 10 ml/t

Flottation : 5 min

pH : 10,3

1rejets

12 min

Figune 8

Essai 5 : Flottation au xanthate en présence de sulfate de zincséparation Pb/Cu au cyanure.'

- 16 -

Schéma de l'essai 6

dégrossissage : CaO : 3 kg/tEXNa : 100 g/tMIBC : 15 ml/t• Flottation : 5 minpH : 12,0

moussesK2Cr207 : 100 g/Flottation : 6 min

pH : 9,2

rejets

: 200 g/tEXNa : 50 g/tMIBC : 10 ml/tFlottation : 10 min

pH : 11,7

rejetsConc. Pb

moussestousses

Conc. CuConc. épuisage Cu-Pb rejets

moussesConc. Zn

+CaOEXNaFlottationpH : 11,5

: 300 g/t600 g/t100 g/t

12 min

rejetsEXNa : 30 g/tMIBC : 10 ml/tFlottation : 5 minpH : 11,1

moussesConc. épuisage Zn rejet

Figure 9

- 17 -

Schéma de l'essai 7

Dégrossissage

mousses

+ CaO 400 g/t (-

conditionnement

pH : 11,3Flottation

pH :

: 2 min. 30 sec.

11,0

rejetsMixte Cu

HoussesConc. Cu

Zn S0H : 500 g/tNaHSO3 : 1000 g/t en S02

Minerec A : 200 g/tMIBC : 15 ml/tFlottation

PH : 5,8

mousseConc. Pb

moussesConc. Zn

_min.

rejets

+ CaO 2kg/t (-• pH 11,5)

NaCN : 100 g/t

Aero 242 : 50 g/t

Flottation : 6 min10,7

rejets+ CaO 400 g/t (-*• pH 11,5)

CuS0H

EXNa :

: 300 g/

70 g/t

Flottation : 1

^ ]>H :

t

10,4

t

0 lain

rejets

Figure 10

Essai 7 : Flottation étagée en présence de sulfate de zincFlottation Pb à pH 10,7.Flottation Zn avec 300 g/t de

- 18 -

Schéma de l'essai 8

Dégrossissage : NaHS03 : 1000 g/t en SO2Minerec A : 200 g/t

MIBC : 15 ml/t•Flottation : 5 minpH : 5,9

mousses

+ CaO 400 g/t (pH -*• 11,7 )

conditionnement : 10 min.

flottation : 2 min. 30 sec.pH: 11,1

rejets

Mixtes Cu

mousses

Conc. Cu

mousses

Conc. Pb

moussesConc. Zn

»•rejets

: 200 g/t+ CaO : 2 kg/t ( pH : 11,7 )

NaCN : 100 g/tAero 242 : 50 g/t

Flottation : 6 minpH : 11,4

rejets

+ CaO 400 g/t (pH : 11,9 )CuSOi! : 100 g/tEXNa : 70 g/tFlottation : 10 minpH : 11,7

rejets

Figure 1 i

Essai 8 : Flottation étagée en absence de sulfate de zincFlottation Pb à pHll,4Flottation Zn avec 100 g/t de

- 19 -Les résultats de ces essais sont consignés dans les tableaux 3 et 4.

Remarques :

(1) Relative à. l'essai 6 : le rejet d'épuisage du zinc obtenu en fin d'essai aété neutralisé par l'acide sulfurique, après-addition de 50 g/t de EX.Naet 15 ml/t de MIBC, une flottation menée jusqu'en début d'épuisage a permisde constater que la pyrite flottait bien. Le rendement pondéral des mousses,étati, pour cette opération unitaire, de 42 % ; les produits obtenus, stockés,n'ont pas été anlaysés séparément.

(2) Relative à l'essai 7 : les rejets de flottation du zinc, additionnés de50 g/t de EX.Na et 15 ml/t de MIBC ne donnent, après fottation, qu'unemontée de pyrite à pH 10,4. Une addition de 200 g/t de CuS01+ ne permet pasnon plus de récupérer le zinc.

Bilan de l'essai 5

Origines

Concentré Pb

Concentré Cu

Conc. épuisageCu/Pb

Concentré Zn

Conc. épuisageZn

Rejet

T.V. calculé

Conc. dégrossis-sage (1)

Poids

Z

2,5

9,0

8,0

10, 4

3,t

66,7

100,0

11,5

Cu

TitreZ

1,88

2,06

3,37

0,34

0,i»6

0,31

0,76

2,02

Contenu

4,7

18,5

27,0

3,5

1,6

20,7

76,0

23,2

P Z

6,2

24,4

35,5

4,6

2,1

27,2

100,0

30,6

Pb

Titre

Z

9,75

1,58

5,60

2,46

4,22

0,97

1,88

3,36

Contenu

24,4

14,2

44,8

25,6

14,3

64,7

188,0

38,6

P Z

13,0

7,6

23,8

13,6

7,6

34,4

100,0

20,6

Zn

TitreZ

3,85

3,02

9,20

47,60

34,40

2,88

9,15

3,20

Contenu

9,6

27,2

73,6

495,0

117,0

191,1

914,5

36,8

P Z

1,0

3,0

8,1

54,1

12,8

21,0

100,0

4,0

Bilan de l'essai 6

Origines

Concentré Cu

Concentré Pb

Conc. épuisageCu/Pb

Concentré Zn

Conc. épuisageZn

Rejet

T.V. calculé

Conc. dégrossis-sage (1)

Poids

Z

3,8

•2,8

8,2

11,9

1,2

72,1

100,0

6,6

Cu

TitreZ

4,42

0,72

3,73

0,37

0,43

0,30

0,76

2,88

Contenu

17,0

2,0

30,6

4,4

0,5

21,6

76,1

19,0

P Z

22,3

2,6

40,2

5,8

0,7

28,4

100,0

24,9

Pb

TitreZ

1,37

3,61

3,89

4,95

1,81

1,08

1,86

2,31

Contenu

5,210,1

31,9

58,9

2,2

77,9

186,2

15,3

P Z

2,8

5,4

17,1

31,7

1,2

41,8

100,0

8,2

Zn

Titre

Z

2,66

5,60

10,20

46,20

11,60

3,32

9,13

3,91

Contenu

10,1

15,7

83,6

549,8

13,9

239,4

912,5

25,8

P Z

1,1

1,7

9,2

60,3

1,5

26,2

100,0

2,8

(1) Concentré Cu + concentré Pb

Tableau 3

- 20 -Bilan de l'essai 7

Origines

Concentre Cu

Mixte Cu

Concentré Pb

Concentré Zn

Rejet

T.V. calculé

Conc. dégrossis-sage (2)

Poids

Z

3,7

6,0

8,1

21,3

56,9

100,0

11.7

Cu

Titre2

5,60

1,91

0,55

1,06

0,23

0,77

3,09

Contenu

20,7

15,5

1,5

22,6

13,5

76,8

36,2

P :

26,9

20,2

5, 9

29,1

17,6

100,0

17,1

Pb

TitreZ

0,96

1,70

13,10

1,58

0,15

1,81

1,17

Contenu

3.6

13,6

106,1

33,7

26,5

183,5

17,2

t> X

2,0

7,1

57,8

18,1

11,1

100,0

9,1

Zn

TitreZ

1,66

1,15

11,15

33,60

0,82

8,96

3,57

Contenu

6,2

35,6

90,3

715,7

18,3

896,1

11,8

P Z

0,7

1,0

10,1

79,8

5,"

100,0

".7

Bilan de Testai 8

Origines

Concentré

Mixte Cu

Concentré Pb

Concentré Zn

Rejets

T.V. calculé

Conc. dégrossis-sage (2)

Poids:

2,8

8,7

6,6

15,9

65,8

100,0

11,5

Cu

Titre

Z

9,30

0,95

0,50

1,10

0,22

0,75

2,98

Contenu

26, n

8,3

3,1

22,3

11,5

71,5

31,3

C Z

31,9

11,1

1,6

29,9

19,5

100,0

16,0

Pb

TitreZ

0,77

l.«5

9,85

3,18

0,71

1,81

1,29

Contenu

2,2

12,6

67,0

50,6

18,7

181,1

11,8

P Z

1,2

7,0

37,0

27,9

26,9

100,0

8,2

Zn

TitreZ

1,65

3,61

7,95

38,10

3,10

9,00

3,16

Contenu

1,6

31,7

51,0

605,8

201,0

900,1

36,3

P Z

0,5

3,5

6,0

67,3

22,7

100,0

1,0

Ag

Titre

g/t

272

151

199

170

61

103

1B0

Contenu

762

1311

1353

2703

1211

10313

2076

P Z

7,1

12,7

13,1

26,1

10,7

100,0

20,1

(2) Concentre Cu • nixte Cu

Tableau 4

Les tableaux 3 et 1 permettent de constater que :

Pour la flottation classique "plomb-zinc"

- Au dégrossissage Pb + Cu : la présence de ZnSC>4 réduit peu laflottabilité du cuivre et du zinc mais augmente fortement celledu plomb.

- Après l'épuisage Pb + Cu : les rendements globaux (dégrossissage +épuisage) en cuivre (66 %) et en zinc (12 %) ne sont pas affectés parla quantité de sulfate de zinc introduite ; mais le rendement enplomb reste meilleur en présence de 700 g/t de ZnS0i+ (44 %) quede 200 g/t de ce sel (25 % ) .

De toute façon, les quantités de collecteurs ajoutées et/ou lesdurées de flotta.tions sont insuffisantes, vu les forts rendementspondéraux et métalliques - ainsi que les teneurs - des rejets.

- Pour la séparation Pb/Cu : la règle selon laquelle le produit flottéest mieux concentré que le produit déprimé est confirmée :lorsqu'on déprime Cu (par NaCN) le concentré de plomb est meilleur

- 21 -

(9,75 %) que lorsqu'on déprime cet élément (parse produit pour le cuivre dont le meilleur concentré (4,4-2 %) estobtenu dans le second cas. Dans tous les cas, mais surtout enprésence de bichromate, le zinc semblerait avoir tendance à suivrele plomb plutôt que le cuivre.

- La flottation du zinc donne de très bons résultats : elle est favo-risée par le fait que peu de zinc a été égaré lors des flottationsPb + Cu. Réalisée à pH très basique, cette flottation de la blendepermet une bonne séparation zinc-fer ; elle est cependant peu rapide.Lorsque l'on passe de 50 g/t (essai 5) à 100 g/t (essai 6) deEX.Na, rendement et titre au zinc sont améliorés. Ce dernier seraencore meilleur lorsque le concentré de zinc contiendra moins de plomb(après optimisation de la flottation de la galène).

Sans lavage on obtient déjà un concentré titrant 46 % en zincavec un rendement de 60 %.

- L'épuisage du zinc est insuffisant : il conviendrait d'étudier, àce stade du traitement, l'influence du pH et de la concentrationen xanthate - voire en cyanure - pour la dépression de la pyrite.Il est à noter que l'épuisage de l'essai 6 est très mauvais.

Pour la flottation étagée : cuivre-plomb-zinc

- Lors de la flottation du cuivre, la comparaison des concentrés dedégrossissage des essais 7 et 8, montre que l'addition de sulfatede zinc n'apporte rien. La montée du cuivre dans les mousses estplus rapide dans la flottation au xanthogène que dans celle au xan-thate : le rendement est de 46 % en cuivre au lieu de 30 après5 minutes de flottation alors que l'entraînement du zinc n'est pasmodifié et reste de l'ordre de 4 %. La sélectivité est donc meilleure.Toutefois, ces rendements en cuivre sont insuffisants et devront êtrepoursuivis par un épuisage.

- A la concentration du cuivre, on constate qu'un doublement du tempsde conditionnement de la chaux (de 5 à 10 minutes) permet d'obtenirun concentré de cuivre titrant 9,3 % avec un rendement de 35 % -au lieu de 5,6 % - avec un rendement de 27 % . Le procédé esttrès sélectif et devra être poursuivi par plusieurs relavages.

- Pour la flottation du plomb, il est à noter que l'abaissement du pHde flottation de 11,4 à 10,7 permet de faire passer le rendementde cette opération de 37 à 57 % alors que les rendements en cuivreet zinc n'augmentent que de moins de cinq pourcent ; ceci estencore perfectible. Les faibles titres obtenus en plomb devrontêtre améliorés par des lavages au cours desquels il faudra essentiel-lement éliminer la pyrite par addition de cyanure en présence de chaux-La flottation du zinc semble plus rapide après activation de la blendepar 300 g/t de CuS0i+ que par 100 g/t seulement : en 5 minutes, lerendement obtenu en zinc est de 80 % au lieu de 67 ; il est ànoter en outre que, dans le 1er cas, le pH initial était de 11,5 aulieu de 11,9 dans le second cas. Vu le peu de blende égarée lorsdes flottations du cuivre et du plomb, les rendements en zinc sontsatisfaisants ; des épuisages seront pourtant nécessaires pourabaisser les quantités de zinc contenues dans les rejets.

- 22 -

CONCLUSION

A l'issue de cette étude préliminaire effectuée sur un échantillontitrant 0,75 % en cuivre, -1,9 % en plomb, 9,1 % en zinc ; il est permisde tirer les conclusions suivantes :

- la composition chimique du minerai de Porte-aux-Moines diffère decelle du minerai de Bodennec : Porte-aux-Moines contient moins dechalcopyrite, galène, blende et silico-aluminates, mais beaucoupplus de pyrite.

- de cette forte teneur - de l'ordre de 50 % en pyrite, il résulte queles possibilités de préconcentrations gravimétriques du minerai dePorte-aux-Moines sont limitées. Même après un concassage relativementpoussé - à 10 mm -, il n'est guère permis d'espérer pouvoir éliminerplus de 25 % de gangue avec, il est vrai, de faibles pertes en métauxutiles, de l'ordre de 3 à 5 %. Le minerai préconcentré aurait desteneurs proches de 1 % en cuivre, 2,5 % en plomb, 11,3 % en zinc.Il n'y a pratiquement pas de sélection granulométrique des minérauxvalorisables, même si le minerai est broyé à une finesse telle qu'ilne présente que moins de 5 % de refus à 160 microns.

- le minerai de Porte-aux-Moines présente une aptitude au broyagetrès voisine de celle du minerai de Bodennec. De l'observation minéra-logique on peut conclure que la libération des minéraux utiles y seraobtenu après un broyage assez proche de celui à pratiquer sur leminerai de Bodennec : les distributions granulométriques des minérauxn'y sont pas significativement différentes, si ce n'est qu'àPorte-aux-Moines, contrairement à ce qu'il apparaît à Bodennec,la galène semble plus fine que la chalcopyrite.

En ce qui concerne la flottation, une observation s'impose d'emblée :la blende de Porte-aux-Moines est beaucoup moins activée que celle de Bodennec,son traitement ne devrait pas présenter de difficultés majeures. Peut-être yaurait-il là une corrélation avec la remarque - à confirmer - faite lors del'étude minéralogique : la blende de Porte-aux-Moines contient beaucoup moinsde fer que celle de Bodennec.

Il résulte de cette observation que la flottation classique auxanthate d'un concentré cuivre-plomb, suivie d'une flottation du zinc est- contrairement à ce qui s'est produit pour le minerai de Bodennec - envi-sageable pour le minerai de Porte-aux-Moines. Si l'on veut, selon cette méthodeplutôt concentrer le cuivre que le plomb, l'utilisation du bichromate serarecommandable à condition de prévoir un traitement "ad hoc" des eaux usées.

Le principe de la flottation étagée des trois métaux, applicable autraitement du minerai de Bodennec donne des résultats encourageants sur leminerai de Porte-aux-Moines. Néanmoins, pour le traitement de ce produit,les introductions de surfactants sont différentes : pas de sulfate de zincpour flotter le cuivre ; davantage de chaux - et probablement de cyanure -pour flotter le plomb, puis le zinc. De plus, les concentrés de dégrossissagede cuivre et de plomb, devront, à Porte-aux-Moines, être relavés en milieuassez alcalin pour être débarrassés d'importantes quantités de pyrite - ce quirisque de présenter quelques difficultés.

- 23 -

ANNEXE

RESULTAT DE L'ETUDE MINERALOGIQUE

DU MINERAI DE PORTE-AUX-MOINES

447 - 13 A : section 32.000 Tout-venant broyé < 2 mm, fraction 2/0,8 mm

Espèces rencontrées : pyrite, blende, chalcopyrite, galène, cuivregris, mispickel, argentite, luzonite, pyrrhotite, rutile.

La pyrite nettement dominante, souvent automorphe, parfois sousforme de pyritosphères : taille comprise entre 20 et 600 microns.

La blende est moins riche en fer que celle de Bodennec : 20 à30 microns. Chalcopyrite intimement associée à la blende : 15 à 200 microns.

Galène plus rare, souvent avec la blende : 40 à 100 microns.

Cuivre gris assez fréquent : 10 à 40 microns : il s'agit là detennantite (cuivre grisa arsenic). Mispickel rare mais en beaux cristaux :jusqu'à 200 microns. .

Argentite rare avec cuivre gris et galène : 20 à 40 microns.

Luzonite très rare dans la blende : 10 à 20 microns.

Pyrrhotite rare en fines inclusions résiduelles dans la pyrite.

Rutile rarement inclus dans la blende.

447 - 13 B ; section 32.001 < 2 mm fraction 0,80/0,16 mm

On retrouve, grosso modo, les mêmes minéraux, avec en plus un peude bornite et de covellite, rares. Le cuivre gris est encore présent et associéà la galène. Les granulometries sont sensiblement les mêmes que précédemment.Bornite de l'ordre de 20 microns. Le mispickel est plus fin : 40 à 80 microns.

447 - 23 ; section 32.002 tout-venant, broyé < 160 microns, fraction 160/100 microns

Les minéraux sont ici, plus enchevêtrés. Ce sont surtout des asso-ciations pyrite-chalcopyrite, blende-chalcopyrite ou blende-galène.

Pyrite : 20 - 200 micronsBlende : 20 - 150 micronsChalcopyrite : 15 - 100 micronsGalène : 15 - 60 microns

Rare plages de mispickel : de l'ordre de 100 microns.

- 2k -

447 - 24 : section 32.003 < 160 microns, fraction 100/50 microns

Pyrite et blende sont largement dominantes. Chalcopyrite et galèneplus rares. Encore quelques plages de cuivre gris. Les pyritosphères sonttoujours fréquentes. Les mixtes pyrite-chalcopyrite sont assez fréquents.Le grain de ces minéraux pouvant alors descendre à 10 microns et même au-dessous. Pour pyrite et blende, la granulométrie est le plus souvent compriseentre 20 et 100 microns. Pour chalcopyrite et galène, entre 15 et 60 microns.

447 - 25 : section 32.004 < 160 microns, fraction 50/20 microns

Mêmes espèces que précédemment (grain compris entre 10 et 60 microns).On retrouve surtout pyrite, blende, chalcopyrite, et galène plus rares.Rares traces de cuivre gris et de pyrrhotite résiduelle dans la pyrite.