ÉTUDE POUR L'APPLICATION DES PROCÉDÉS …infoterre.brgm.fr/rapports/83-SGN-217-MIN.pdf · Les principales caractéristiques de la minéralurgie des minerais de tungstène sont

BUREAU DE RECHERCHES GÉOLOGIQUES ET MINIÈRES

SERVICE GÉOLOGIQUE NATIONAL

B.P. 6009 - 45060 Orléans Cedex - Tél.: (38) 63.80.01

ÉTUDE POUR L'APPLICATIONDES PROCÉDÉS MINÉRALURGIQUES MODERNES

AUX MINERAIS DE WOLFRAMITE FRANÇAISET POUR LA CONCEPTION D'UNE UNITÉ PILOTE

FACILEMENT TRANSPORTABLE

par

G. MORIZOT - P.H. BAJON

Département minéralurgie


Rapport du B . R . G . M .

83 SGN 217 MIN

Compte rendu de fin d'étudeContrat de programme VRSS 1980

J.O. du 14.09.80

Responsable scientifique : G. MORIZOT

Mars 1983

Réalisation : Département des Arts Graphiques

R É S U M É

Le présent rapport rend compte des travaux effectués au département

Minéralurgie du B.R.G.M. dans le cadre du programme de recherche "Valori-

sation des gisements de wolframite français".

Ces travaux ont porté sur deux types de minerais de wolframite :

l'un, à minéralisation granulométriquement dispersée, provenant de Montredon,

1'autre, à minéralisation fine, issu du gisement des Montmins.

Des procédés de préconcentration par séparation magnétique à haute

intensité en voie humide et par gravimétrie ont été appliqués à ces deux

échantillons ; ceux-ci ont été également soumis à des essais de traitement

de fines sur table à secousses. Quelques essais de flottation de fines ont

été faits en outre sur le minerai de Montredon ; sur ce dernier minerai,

enfin, un projet de pilote de concentration facilement déplaçable a été

élaboré.

Les travaux réalisés au cours de cette étude font apparaître que si

la flottation de la wolframite donne de médiocres résultats, la séparation

magnétique à haute intensité humide apporte de réels progrès en préconcen-

tration des minerais exempts de scheelite alors que le cyclonage en milieu

dense présente un intérêt grandissant lorsqu'il permet de traiter des frac-

tions de plus en plus fines. L'utilisation de tables à fines permet d'amé-

liorer sensiblement le traitement des fractions inférieures à 80 microns

jusqu'alors difficilement valorisables.

Ce programme de travaux, outre l'aide de la D.G.R.S.T. a bénéficié

d'aides de la Société Minière de Montredon et du Syndicat de Recherches

Echassières - Les Montmins.

0

000

TABLE DES MATIERES

RESUME

INTRODUCTION

1. CONDUITE DE LA RECHERCHE

2. RESULTATS OBTENUS

2.1. Minerai de Montredon (Tarn)

2.2. Minerai de Montmins (Allier)

3. CONCLUSIONS

P a g e s

1

5

7

7

8

0000

ANNEXE I : "Etude des possibilités de préconcentration gravimétriquedu minerai de Montredon (Tarn)"par P. H. BAJON - P. VERDIER

ANNEXE II : "Séparation magnétique à haute intensité humide sur leminerai de wolframite de Montredon (Tarn) - essaispilotes"par P.H. BAJON - J.L. POLGAIRE - Y. BRECL - G. MERY -P. VERDIER

ANNEXE III : "Comparaison des différents procédés de préconcentra-tion du minerai de Montredon (Tarn) testés au1er septembre 1980"par P.H. BAJON - G. MORIZOT

ANNEXE IV : "Etude de la flottâtion des wolframites françaises(ferberite). Bibliographie et essais d'orientation de laflottation"par P.H. BAJON - G. MERY

ANNEXE V : Projet de campagne pilote d'échantillonnage et traite-ment des filons de Montredon (Tarn) "par G. MORIZOT

ANNEXE VI : "Comparaison des résultats obtenus dans le traitementde la wolframite des Montmins (Allier) entre 1960 et1982".par P.H. BAJON - G. MORIZOT

0000

INTRODUCTION .

La France possède une vocation de province métallogénique à tungstène

affirmée ; actuellement, trois gisements sont en exploitation :

. Salau (Ariège) : minéralisation à scheelite

. La Favière (Var) : minéralisation à scheelite\ :! '

. Montbelleux (Ile-et-Vilaine) : minéralisation à , ,

wolframite.

L'exploitation du gisement de wolframite d'Enguialès (Aveyron) a cessé

il y a environ trois ans à la suite de difficultés financières ; des re-

cherches géologiques complémentaires sont en cours dans le but de définir

de nouvelles réserves.

Sept autres gisements sont reconnus ou en cours de reconnaissance

(voir carte page 10).

. Auriole (Tarn) scheelite

. Auxelle Haut (Territoire de Belfort) scheelite

. Costabonne (Ariège) scheelite

. Leucamp (Cantal) wolframite (concession B.R.G.M.)

. Les Montmins (Allier) wolframite (concession Penarroya -B.R.G.M.)

. Montredon - Labeyssonie (Tarn) wolframite (concessiongroupe B.R.G.M., étude par syndicat B.R.G.M. - Penarroya)

. Puy-les-Vignes (Haute-Vienne) wolframite (concessionPenarroya).

Les réserves ou ressources identifiées de chaque gisement s'élèvent

à quelques milliers de tonnes de IO3 contenues dans un minerai titrant

entre 0,2 et 0,6 % WO3.

Les principales caractéristiques de la minéralurgie des minerais de

tungstène sont les suivantes :

- importance historique des procédés gravimëtriques

- dilution des minerais rendant souvent indispensable une

étape de préconcentration

- nécessité fréquente d'une épuration des concentrés obtenus

(par flottation, traitement magnétique ou électrostatique

ou traitement chimique)

- fragilité conduisant à des pertes importantes dans les

fines.

Par ailleurs, on doit distinguer dans les minéralisations de tung-

stène les gisements, parfois associés, de scheelite de ceux de wolframite.

La scheelite CaW)4 est caractérisée par les propriétés suivantes :

- densité : 6

- fluorescence en lumière UV

- caractère disséminé fréquent

- bonne aptitude à une séparation par flottation

- diamagnétisme rendant impossible sa séparation magnétique

d'avec les minéraux des gangues

- possibilités d'épuration par tri électrostatique.

La wolframite (composition variable entre les pôles WtyFe et WÖ4M11)

a les propriétés suivantes :

- densité : 7,1 à 7,5

- se présente souvent en cristaux relativement grossiers

- possibilité de séparation par flottation et par sépara-

ration magnétique à haute intensité.

Les deux types de produits peuvent être épurés par traitement hydro-

métallurgique.

Les progrès récents de la minéralurgie ne semblent pas être appli-

qués autant qu'ils pourraient l'être sur ces types de gisements qui,

pris individuellement, ne peuvent pas supporter des frais de recherche

extrêmement importants (taille moyenne d'une exploitation possible de

l'ordre de 300 à 500 t/j, voire plus dans le cas des Montmins).

Il apparaît donc intéressant de développer des recherches suivant

deux axes principaux :

- démonstration sur ces types de gisements des possibilités

actuelles de la minéralurgie, spécialement en ce qui con-

cerne les techniques suivantes :

. préconcentration par tri optique ou UV

. préconcentration par milieu dense

. séparation magnétique à haute intensité

- amélioration de la récupération du tungstène par des re-

cherches spécifiques dans les domaines suivants :

. flottation

. floculation sélective des ultra-fins.

Il se pose, d'autre part, le problème de la connaissance de la teneur

contenue et de la teneur récupérable en IO3 de ces gisements.

A quelques exceptions près (Auxelles, les Montmins) , la minéralisation

en tungstène est assez grossière et irrégulièrement dispersée, ce qui rend

l'estimation des teneurs et des tonnages contenus extrêmement imprécise et

difficile. En particulier, une évaluation des gisements par un nombre limité

de sondages ne peut guère fournir de données suffisamment précises pour

pouvoir, sans risques excessifs, décider de l'ouverture d'une mine, compte-

tenu en particulier du niveau modeste des réserves et des teneurs.

Il est donc apparu qu'un outil d'échantillonnage intéressant pourrait

être constitué par un pilote de traitement minéralurgique susceptible de

fournir sur des échantillons relativement volumineux une bonne approxima-

tion de la teneur en tunsgtène total et en tungstène récupérable par des

procédés de traitement performants.

Ce pilote, facilement transportable sur les sites miniers pourrait

servir à l'évaluation des différents gisements.

Le potentiel minier français dans le domaine du tungstène étant essen-

tiellement constitué de gisements de wolframite, c'est vers ce type de mi-

nerai que s'est orientée notre étude.

Elle s'est axée sur deux gisements caractéristiques, l'un d'une miné-

ralisation très fine (les Montmins), l'autre d'une minéralisation plus

grossière (Montredon).

Les études ont été partiellement financées par le Syndicat les

Montmins -Echassières et la Société Minière de Montredon. Elles ont été

menées essentiellement dans le département Minéralurgie du B.R.G.M.,

mais aussi dans le laboratoire de Valorisation des Matières Premières de

Nancy.

Enfin, le montant de l'aide accordée ayant été plus faible que celui

de l'aide demandée, le chapitre "Approche économique des différentes voies

n'a pas pu être abordé.

0

000

I. CONDUITE DE LA RECHERCHE .

La recherche a été conduite principalement sur deux minerais :

1.1. Le premier, provient de la région de Montredon ; la wolframite y

est présente sous forme de nodules de minéraux pouvant être centi-

métriques, situés dans des filons de quartz qui sont eux-mêmes

d'une puissance assez variable (annexe I) et traversent des mica-

schistes. La teneur moyenne en TO3 des filons de quartz est de

l'ordre de 0,6 %, mais l'échantillon étudié correspondant à une

zone débarrassée de sa couverture à 1 ' époque des travaux était

d'une teneur nettement plus faible (autour de 0,3 % WO3).

Les problèmes posés par la valorisation de ce minerai se si-

tuent à plusieurs niveaux :

- sélectivité de l'extraction des filons de quartz

par rapport à la gangue schisteuse

- préconcentration et concentration de la wolframi-

te contenue dans les filons de quartz

- présence d'une fraction importante des porteurs

de tungstène dans les fines primaires inférieures

à 10 ym.

Le gisement de Montredon a été exploité par des procédés gra-

vimétriques (jigs et tables) à la fin des années 50 et cette activi-

té s'est arrêtée à la suite de l'épuisement des réserves les plus

riches connues à l'époque et de la chute des cours du tungstène au

début des années 60.

Les essais effectués sur le minerai de Montredon ont porté

essentiellement sur les points suivants :

. étude de la préconcentration par traitement gra-

vimétrique et par séparation magnétique à haute

intensité en milieu humide et à sec (niveaux la-

boratoire et pilote)

. Essais de flottation et de floculation sélective

au niveau laboratoire. Mise au point d'un projet d'installation pilotefacilement déplaçable.

1.2. Le second minerai étudié provient de la région des Montmins ; la wol-

framite s'y trouve finement disséminée dans de très nombreux filon-

nets quartzeux dispersés dans des micaschistes, "mais également dans

la masse des micaschistes, en dehors de toute formation quartzeuse

continue" (SEYER).

Ce gisement a été exploité à partir de 1950 et jusque vers le

milieu des années 60 ; la récupération était médiocre (45 à 60 V),

essentiellement à cause de la finesse de libération de la wolframite ;

le schéma de traitement comportait des opérations de concentrations

gravimétriques par jigs, spirales et tables, ainsi que, sur la frac-

tion fine de la minéralisation, une flottâtion.

Les essais effectués sur ce minerai ont porté essentiellement

sur sa préconcentration :

- préconcentration par séparation magnétique à haute

intensité, à l'échelle du laboratoire et à l'échelle

pilote, dans les installations du département Minera-

lurgie au B.R.G.M., ainsi que dans celles du Centre

de Valorisation des Matières Premières ä Vandoeuvre ;

- préconcentration par gravimétrie, cette préconcentra-

tion a porté essentiellement sur la fraction fine

< 0,1 mm du produit réduit à 1 mm. Par ailleurs, dans

le but de comparer les résultats obtenus à ceux d'une

étude antérieure sur le cyclonage en milieu dense,

ainsi que pour tenir compte des avances technologiques

récentes dans ce domaine, des essais de séparation en

liqueur dense organique ont été menés à Vandoeuvre sur

la fraction 0,1 à 1 mm du produit réduit à 1 mm ;

- concentration gravimétrique du préconcentré de sépara-

tion magnétique à haute intensité.

II. RÉSULTATS OBTENUS ,

II.1. Minerai de Montredon .

JJ.1.1. Préconcentration .

Les résultats des essais de préconcentration effectués sur

le minerai de Montredon figurent en annexe I (séparation par li-

queurs denses organiques en laboratoire), en annexe II (séparation

magnétique à haute intensité en voie humide) et en annexe III

(comparaison des différents résultats prévisibles à l'échelle in-

dustrielle) .

A l'issue de ces différents essais, il apparaît que :

- la séparation magnétique ne donne que des résultats médiocres

du fait de la présence d'une quantité relativement importante

du tungstène sous une forme autre que la wolframite ;

- la préconcentration ne peut être efficace qu'après un concassa-

ge à une maille inférieure ou égale à 5 mm ;

- la préconcentration gravimétrique se heurtera à l'obstable que

présentera l'abondance de produit de densité voisine de la den-

sité de coupure souhaitable (2,65 à 2,75). De ce fait, il sera

recommandé d'utiliser un appareil de séparation à coupure précise

(séparation en milieu dense plutôt que séparation par jig) ;

- l'abondance du tungstène présent dans les fractions fines, mal

préconcentrables, sera en tout état de cause un handicap de ce

minerai.

II.1.2. Essais de flottation .

Les essais de flottation effectués sur le minerai de Montre-

don (annexe IV) ont conduit à des résultats relativement médiocres.

On ne peut espérer, à partir du minerai tout-venant broyé à

un d80 de l'ordre de 70 um récupérer plus de 70 % du tungstène ;

le concentré titrerait entre 8 et 10 % de IO3.

La floatation pourrait cependant être un procédé intéressant

pour la valorisation des fines non préconcentrables ; le concentré

de basse teneur obtenu pourrait être valorisé par traitement chi-

mique .

JJ.1.3. Projet d 'installation pilote .

En annexe V figure un projet d'installation pilote destinée à

traiter sur le minerai de Montredon 4 500 tonnes de minerai en huit

mois.

Les investissements ont été estimés en octobre 1979 à 1 720 kF

sur les bases suivantes :

- station semi-mobile de concassage-criblage achetée

neuve

- matériel prêté par le B.R.G.M.

- matériel acheté d'occasion à Rhône-Poulenc Indus-

tries (milieu dense).

Le coût d'exploitation a été estimé à la même époque à 1 320 kF.

II.2. Minerais des Montmins .

L'ensemble des essais effectués sur le minerai des Montrions

(annexe VI) permet de conclure à une amélioration très notable des

résultats pouvant être obtenus actuellement, soit par séparation

magnétique à haute instensité en milieu humide, soit surtout par

cyclonage en milieu dense à la condition cependant que ce cyclonage

puisse être industriellement viable à la très fine granulométrie

envisagée (0,1-1 mm).

Pour la tranche inférieure à 100 ym, le tablage sur table à

fines Bartles-Mozley donne des résultats très intéressants.

L'expérience de la laverie portugaise de Panasqueira incite-

rait cependant à vérifier l'intérêt d'une séparation magnétique à

haute intensité pour les tranches granulométriques inférieures à

30 ym.

III. CONCLUSIONS ,

La presente étude met en evidence :

- la très nette amelioration que l'on peut apporter au

traitement du minerai de wolframite des Montmins par

l'utilisation de procédés mis au point récemment :

séparation magnétique à haute intensité en milieu hu-

mide et surtout cyclonage en milieu dense à de fines

granulométries : le gain escomptable en rendement par

rapport aux rendements industriels des années 60 peut

être chiffré à environ 15 % à 20 %

- la difficulté du traitement du minerai de Montredon ;

la voie qui semble être la plus favorable est une pré-

concentration par cyclonage en milieu dense et, pour

les fractions trop fines pour ce procédé, un traitement

par flottation ou par table à fines. Un traitement chi-

mique du concentré correspondant, probablement trop pau-

vre pour une commercialisation classique, mériterait

d'être envisagé.

0

000

10

R E P A R T I T I O N D E S G I S E M E N T S

F R A N C A I S

A**í0 f Montbelleu?

• • • • . .

• • « » •

• - • * - . . .

PARIS

% //

\

» ^

Auxelles

\ * \

I V ^J V,LES M O N T M I N S

/PUYIcs VIGNES A

\

Bordeaux \\

¡A

í W /A LEUCAMf-ENGUIALES^ 1U

MO^;TP.EDON/.• '*^ ( L /

"XLABESSONNlEyT"^^^ ALBIGEOIS

•*•»-»• ANGLADEJ3 vv ./

Gisement» 6e TUNGSTENE

_ F.ileni et Stockwerks

- Skorn*




ANNEXE I

ÉTUDE DES POSSIBILITÉS DE PRÉCONCENTRATION GRAVIMÉTRIQUEDU MINERAI DE MONTREDON

(Tarn)

par

P.H. BAJON - G. MORIZOT




83SGN 217 MIN


J.O. du 14.09.80


Mars 1983


R E S U M E

L'objet de la présente note est l'étude systématique des possibi-

lités de préconcentration des 8 filons de la carrière 1 de Montredon

(Tarn) échantillonnés en octobre 1978.

Après description du mode opératoire des travaux effectués en

laboratoire et exposition des résultats obtenus - essentiellement sous

forme de courbes de lavabilité - l'interprétation des résultats a conduit

à envisager les hypothèses de préconcentrations gravimétriques suivantes :

- sur un minerai concassé à 10 mm :

. préconcentration globale de 1'ensemble des filons à une

densité de coupure équivalente à 2,75 et éventuellement

2,70

. étude des comportements individuels des différents fi-

lons au cours d'une préconcentration globale telle

qu 'envisagée ci-dessus ;

- sur un minerai concassé à 5 mm :

. préconcentration globale de l'ensemble des filons à

une densité de coupure de 2,70.

0

000

TABLE DES MATIERES

P a g e s

RESUME

INTRODUCTION 1

1. MODE OPERATOIRE 2

2. RESULTATS 4

3. INTERPRETATION DES RESULTATS 6

3.1. Bilan d'une préconcentration globale de l'ensemble des

filons 6

3.2. Etude des comportements individuels des différents filons

au cours d'une préconcentration 14

3.3. Bilan d'une séparation gravimétrique parfaite du minerai

de la carrière 1 concassé à - 5 mm 17

CONCLUSIONS 21

0

000

INTRODUCTION .

L'objet de cette note est d'estimer les comportements des différents

filons de la carrière 1 de Montredon pris ensemble ou isolément au cours

de traitements gravimétriques, selon leurs teneurs et cristallisation?

ceci afin de mieux cerner les possibilités de préconcentration du minerai

de cette carrière en fonction du type d'exploitation,de la maille de con-

cassage et de la densité de coupure choisis. Les filons, au nombre de huit,

ont été sélectionnés sur le terrain après accord entre le géologue, le

mineur et le minéralurgiste.

0

000

1. MODE OPÉRATOIRE .

Les enseignements des travaux précédents ont été mis à profit

pour établir sur chacun des huit filons ou groupe de filons, le mode

opératoire suivant :

- prélèvement par quartages d'un lot d'environ 50 kg du mine-

rai inférieur à 25 mm

- concassage à - 10 mm de la fraction 25/10 en broyeur à cy-

lindres lisses

- réhomogénéisation puis quartage jusqu'à obtention d'un lot

représentatif d'environ 2 500 g.

Ce mode de préparation permet de réaliser un compromis entre deux

nécessités contradictoires : d'une part, obtenir un échantillonnage in-

troduisant une erreur acceptable sur la représentativité de l'échantil-

lon broyé sans excès, d'autre part, traiter une masse de produit suffi-

samment faible pour permettre de réaliser les essais à un coût accep-

table.

Les 2 500 g du minerai représentatif de chaque filon subissent en-

suite les traitements suivants :

. tamisages humides aux mailles de 5 - 2 - 0,5mm,

. séchage,

. passages successifs en liqueurs de densités 2,62 - 2,64 -

2,66 - 2,70 - 2,74 des fractions granulométriques 10/5 -

5/2 - 2/0,5 mm.

Les fractions inférieures à 0,5 mm, trop fines, ne sont pas traitées.

. dosage en tungstène des 152 échantillons obtenus.

- noie. iMtvmn B.R.G.M., h.U&iWC(L SGN/MIN/79/n0 774.

Filon

«

— ïS

* 5

• 2

• 0,5

- 0.5

T . V .

100+C

Filon

+ 5

+ 2+ 0,5

- 0.5

T . V .

Filon

• 5

* 2+ 0.5- 0,5

T . V .101

100+C

T.V.

Poids

31.629,917.021.5

100

1 0 M * S

36.528.915.918,7

100

101

35.832.216,715.3

100

Filon

+ s

• 2

• 0.5

- 0.5

T . V .

106

Filon

• 5

• 2

+ 0.5

- 0.5

T . V .107

f Uon

+ 5

• 2

+ 0.5

- 0,5

T . V .

109

Filon

• S

• 2

+ 0,5

- 0,5

no

36,230.217.516.1

100

107

33.732.317.017.0

1O0

109

31.830.119.31S.S

100

110

28.925.718.S26.9

100

Filon 112

+ 5

• 2

• G.5

• U.S

T7T

31.631.117,020.3

¡00

FRACTIONS

W 0 3 I

Mtrt

0.O873.096D.135D.16

3.11

0.S50.3413.270.36

0.30

0.0550.130.140.32

0.13

106

0.350.250.310.47

0.33

3.183.270.340.44

0.2B

3.0633.253.493,44

3.27

3.263,363,£83.74

3.49

1.0643.123.103.23

3.12

»part .

24.325.220.130.3

100.0

30,732 .714,322.3

100,0

»J30.817,437 ,0

100.0

37,9523.016.3522.7

100.0

21.2031.5020.5026.80

100.00

7.327.334,930.5

1O0.0

15.316.625.640.5

100.0

d

Poids

0.60,7OJ

1.6

1.91.60.9

4,4

0.70,70,2

•1.6

0.60,40.3

1.3

0.90.70.3

1.9

1.10.40,2

1.7

1.00,60,4

2.0

< 2.62

W>3 '-

Titre

0.0570.0500,038

0,05

0.0280.0250,019

0.025

0.0710.0610.040

0.062

0,0280.0680,048

3.045

0,0350.0400,038

0.038

0.0320.0403,050

0.036

0.1510.1640.061

0.137

Répart.

0.30.30.1

0.7

0.20.10.1

0.4

0.30.30.1

0.7

0.050.10.05

0,2

0.100.100.05

0.2S

0.100.100.00

0.20

0.30.20.1

0.6

2.62

Poids

15.910.33.3

29.5

6.84,72.0

13.5

19.918.76.7

45.3

14,610,05.4

30,0

19.722.59.5

51.7

21.419.69.3

50.3

14,015.08.3

37.3

« d *

«

Titre

Q.042

3.040

D.O33

3.040

0.055

0.040

0.040

0,048

0.013

0,013

0,033

0.016

0,040

0.013

0.013

3,026

3,033

3.013

3.013

3.020

3.013

3.006

3,006

3,009

3,006

3.OQ8

3.008

3.007

2.64

J '•

««part.

5.83.70.9

10.4

1.30,60.3

2.2

1.91.81.6

5.3

1.80,40.2

2.4

2.31.00.45

3.75

1.00.50.2

1.7

0.20.20.1

0.5

32.64 < d <

Poids

7.112.1

S.O

27.2

2.66

wn3 sntre

3.079Q.06B3.040

3.063

22.3

16.2

9,4

47.9

D.160.0880,045

0,115

11.3

8.46.8

26.5

0.0500.0450,030

0,044

17,8

16,6

9,8

44.2

0.0130,0630.043

0,038

10,4

6.65.5

22.5

3.0fi30,0663.24

0,10t

7.77.97.6

23.2

3.0633.0453.033

0.047

12.3

8.38.3

28.9

3.0763.0633.038

1,061

»écart.

5.07.32.8

15.1

12.24,81,4

18.4

4.32.91.5

8,7

0.73.81.3

5.1

2.31.54.6

8.5

1.81.30.9

4.0

1.91.10.6

3,6

2.66

Poids

1.81.71.3

4,8

3.43.01.5

7,9

1.61.71.0

4.3

1.31.30.6

3.2

0.50,30,3

1.1

0.50.80.5

1.8

0.50.50,4

1.4

< d <2.70

HO3 ï

ntre

0.180,200,10

0.16

0.670.600.26

0.57

0.110.170,10

0.13

0.710.500.23

0.53

0,380.380.18

0.32

0.280.240.11

0.22

0.540.400.21

0.37

«part.

2.83.01.1

6.9

7.66.01.3

14,9

1.42.20.7

4.3

2.72.00.4

5.1

0.70.40,2 •

1.3

0.50,70.2

1.4

0.50.40.2

1.1

2.70

»oids

1.60,90.6

3.1

1.10.80,4

2.3

1.00.90,6

2.5-

0.40.70,4

1.5

0.60.50.3

1.4

0.10,20.2

0.5

0.30.30.2

O.B

16.830.314.13S.8

100.0

0.70.80.4

1.9

0.0580.0350,048

0.046

0.30,20,2

0.7

19.220.78.0

»7,9

3.006

3,057

3.006

3.028

1.09.70.4

11.1

8,67.06,6

22.2

3,0633.0633,015

3.O4S

4,53.70,8

9.0

0.40.50.3

1.2

0.240.140.13

0.18

0.80.60,3

1.7

0,80.50.5

1.1

< d <2.74

W ) 3 Ï

ntre

0.1«0.180.13

0.17

1.511.030.57

1.1«

0.140.190.14

0.16

1.740.640.36

0.86

0.350.330.16

0.31

0.470.350,48

0.44

0.291.830.26

0.86

0,400.2C0,10

0.2£

Repart.

2.71.40.7

44

d

Poids

4,64.23.5

12.3

5.52.70.8

9,0

1.01.30.6

2.9

2.11.40,4

3,9

0.70,60.2

1.5

0.20.20.4

OJ

0.21.10.1

1.4

2.70.80.4

7,5

1.02.61.7

5.3

1.31.81.4

4,5

1.51.21.0

3.7

1.61.71.1

4.4

1.01.21.5

3.7

0.81.00.9

2.7

1.91.61.2

« 2.71

» 3 ï

ntr»

0.190,260,47

0.29

1.172.141.83

1.86

0.601,651.22

1.21

6.804,43«.66

5.45

2.654,593.81

3.69

1.015,54

e.oo

4.5

7.51

7.66

13.36

9.51

0,48

1.15

1.21

(»part.

7.79,6

14.5

31.8

3.918,5

10.4

32.8

5.922 .3

12.9

41.1

30.6

16,0

14.0

60.6

15,1

27,9

15,0

59.0

3.724.5

33.2

61.4

12.2

15.6

24.5

52.3

7.515.3

12.0

Tableau n° 1 : Répartition gTanulodensimétrique des filons concassés à - 10 mm.

2, RÉSULTATS .

A l'issue de ces travaux, les répartitions granulodensimétriques

ainsi que les répartitions du tungstène des 8 filons de la carrière 1

ont été calculées et reportées au tableau n° 1.

Le tableau n° 1 permet de tracer les figures n° 1 à 8, représen-

tant les courbes de lavabilité des huit filons étudiés. Les détails des

calculs ayant permis d'établir les courbes sont reportés sur des ta-

bleaux annexés à celles-ci. Les courbes de lavabilité sont reportées

en fin de note.

A partir de ces tableaux, en introduisant un facteur de proportion-

nalité K dû à l'importance relative des filons au sein de la carrière 1,

on peut calculer, pour cette carrière :

- le pourcentage des légers aux différentes densités (cf.

tableau n° 2)- les teneurs en WO3 des fractions densimétriques (cf.

tableau n° 3).

Ces deux tableaux permettent de tracer, figure n° 9, la courbe de

lavabilité du minerai de la carrière 1.

^•v,Filons

DensitesN.

2,62

2,64

2,66

2,70

2,74

Totaux

100+C

2,40

45,12

41,64

7,32

4,68

18,84

110,00

100A+BK=2,4

12,98

39,86

141,39

23,33

6,79

15,65

240,00

101K=24,8

46,87

1326,31

775,99

125,98

73,16

131,69

24*0,00

106K=39,7

61,53

1419,67

2091,39

151,27

71,06

175,08

3970,00

107K=9,0

20,61

560,61

243,99

11,88

15,21

47,70

900,00

109K=10,4

21,84

643,76

297,44

22,88

6,24

47,84

1040,00

110K=7,5

21,00

382,50

296,25

14,25

8,25

27,75

750,00

112K=5,0

12,00

300,50

139,00

. 7,50

11,50

29,50

500,00

Poidstotaux

199,23

4718,33

4027,09

364,41

196,89

494,05

10000,00

Poids %

2,0

47,2

40,3

3,6

2,0

4,9

100,0

[1] la valeuA du ia.cX.2ufi K [T. K = 100) a ítl Uablie. à. la. ¿tuXe. de* me¿uA.e¿> {¡alte*le. tzMjoJji pan. le. géologue. IOKÁ de* abattage* de* ilion* de. la canulèie. 1.

Tableau n° 2 : Calcul du pourcentage des légers du minerai dela carrière 1 .

DensiteN.

2,62

2.64

2.66

2,70

Totaux

100+C

C12

1,80

2,62

1,17

0,80

5,46

77,97

K03

1OÛA+B

0.32

1,51

16,26

13,30

E.OJ

2S.11

61,91

CDKTENU

101

2.91

21,22

34, K

16.38

11,71

159,34

ÍAÍ.1D

DANS LES

106

2,77

36,51

79,47

80.17

61,11

554,19

12U.6:

FRACTIONS GRANULD-DENSIMTTRIOUES

107

0,78

11,21

25.B6

3.80

4,72

176,01

222,3*

109

0,79

5,79

13.98

5,03

2.75

215,28

'¿Al.il

110

2,88

2.68

IB,07

5.27

7.10

263,90

??Ç,9fl

112

0,55

8.41

6.81

1.35

2,99

26.26

4f,3?

WÙ3 totalcontenu

11,12

89,53

197,21

126,47

99.15

1829.55

2353,<7

Titre i

0,056

0,019

0.O49

0.35

0.50

3,71

Tableau n° 5 : Calcul % WO3 des fractions densimétriquesdu minerai de la carrière 1.

3. INTERPRÉTATION DES RÉSULTATS .

Les résultats des essais des séparations granulodensimétriques per-

mettent de calculer les bilans prévisibles pour divers cas de préconcen-

tration envisageables du minerai de la carrière 1. Il convient de noter

que tous ces bilans sont obtenus après des calculs consécutifs à des

séparations faites en liqueurs organiques (donc parfaites).

3.1. Bilan d'une préconcentration globalede l'ensemble des filons •

Une des conditions de bon fonctionnement d'une unité de concen-

tration gravimétrique industrielle est que les produits y entrant ne

subissent pas d'excessives et brutales variations de masse. Pour ce

faire, il convient qu'à alimentation constante, la préconcentration

(en amont de la concentration) donne des rendements pondéraux cons-

tants ; en pratique, il ne faut pas qu'à de faibles variations de

densité du médium, correspondent de fortes variations des rendements

pondéraux. A l'appui de cette conclusion, citons, page 7 ,un tableau

extrait de "Mineral processing plant design" (Society of Mining en-

gineers of Aime - New-York - 1978).

D'après ce tableau, on estime qu'une séparation gravimétrique

devient extrêmement difficile à réaliser dès qu'à une variation de

densité de coupure de ± 0,1, correspond une variation de rendement

pondéral supérieure à 20-25 %. A partir de ces données, si l'on con-

sidère la figure n° 9 (courbe de lavabilité en fonction de la densi-

té, distribution en poids), on contäte que pour qu'une préconcentra-

tion soit techniquement réalisable sur le minerai de la carrière 1,

il faut la réaliser à une densité de coupure équivalente à 2,75 car :

2,75 - 0,1 = 2,65.

et

Rendement pondéral des lourds à d = 2,65 26

rendement pondéral des lourds à 2,75 _4_

différence des rendements pondéraux entre 2,65 et 2,75 = 22

APPROXIMATE RELATIONSHIP BETWEEN S.G. TOLERANCE,PROCESS APPLICABILITY AND DIFFICULTY OF SEPARATION

Weight % within± O.1O gravity

of separation

0 - 7

7 - 1 0

1 0 - 1 5

15 - 20

20 - 25

Above 25

Degree ofdifficultyexpected

simple

moderatelydifficult

difficult

very difficult

exceedinglydifficult

formidable

Gravity processrecommended

almost any process

efficient process

efficient process- qood operationefficient processexpert operationvery efficientprocess - expertoperationLimited to a fewexceptionallyefficient processes-expert operation

Type

•>co co coCO 1 LU « CC

•UJ<(Jlfl LU 'CO _J Q£ >-i UJ " Z •

—' <: o—i o s: <: i—Oh— l/)l/)üD>li)

CO

O

"oCD S -

£ in +JCO 4-> O Cs: »i-1— oo s o o

La figure n° 9 permet d'estimer le bilan d'une préconcentration

parfaite a d = 2,75 de la fraction + 0,5 mm du minerai de la carriè-

re 1 après concassage à 10 mm.

Préconcentré

Rejet

T.V. 10/0,5

Poids %

4

96

100

WO3 contenu

18,005,76

23,76

% WO3

4,50

0,06

0,24

Répartition %

76

24

100

Tableau n° 4 : Bilan de préconcentration (d = 2,75) - carrière 1fraction 10-0,5 mm .

En toute rigueur, il convient d'ajouter aux préconcentrés gravi-

métriques, les fractions inférieures à 0,5 mm non préconcentrées

après criblage. Les poids et teneurs de ces fines sont calculés dans

le tableau n° 5 ci-après, établi à partir des données du tableau n°1,

N° desfilons

100+C

100A+B

101

106

l07109

110

112

Totaux

TeneursWO3 %

0,16

0,36

0,32

0,47

0,44

0,44

0,74

0,23

0,44

% Poids

21,5

18,7

15,3

16,1

17,0

18,8

26,9

20,3

Tonnagesrelatifs

des filons

1,2

2,4

24,8

39,7

9,0

10,4

7,5

5,0

700,0

Poidsrelatifs

des fines

0,258

0,449

3,794

6,392

1,530

1,955

2,018

1,015

7 7,47 7

WO3contenu

0,04

0,16

1,21

3,00

0,67

0,86

1,49

0,23

7,66

Tableau n° 5 : Poids et teneurs des fines < 0,5 mm obtenues aprèsconcassage à 10 mm des huit filons de la carrière 1.

Le concassage à - 10 mm de 100 tonnes du minerai de la carrière

1 donne donc d'après :

- le tableau n° 5 : 17,411 t de - 0,5 mm contenant 76,6 kg

de WÖ3 (teneur 0,44 %)

- le tableau n° 3 : 82,589 t de 10-0,5 mm contenant 196,6 kg

de WÖ3 (car titrant 0,238 %)

soit au total : 100 tonnes de T.V. contenant 273,2 kg de

TO3 (titre 0,27 %).

En reprenant, à partir de ces éléments, les données du tableau

n° 4, on peut dresser le tableau n° 6, donnant le bilan global de

préconcentration parfaite de la carrière 1 à d = 2,75 après concassa-

ge à 10 mm.

Préconcentré

Fines < 0,5 m/m

Rejet de prëconcentration

Tout-Venant

Poids %

3,3

17,4

79,3

100,0

WO3 contenu

14,85

7,66

4,76

27,27

Titre W03 %

4,50

0,440,06

0,27

Répartition% WO3

54,45 )(82,54

28,09)

17,46

100,00

Tableau n° 6 Bilan global de préconcentration du minerai dela carrière 1 après concassage à 10 mm et sépa-ration à d = 2,75 de la fraction + 0,5 mm .

Si, afin d'améliorer les rendements en tungstène.

Il était envisageable de préconcentrer le minerai de la carrière

1 à une densité de 2,70, au lieu de 2,75. A partir des 8 courbes de la-

vabilité des différents filons (lignes de rappel en tirets), on pour-

rait établir le tableau n° 7.

A partir de ce tableau, on pourrait établir le bilan de précon-

centration gravimétrique ci-après, (tableau n° 8).

N° desfilons

100+C

100A+B

101

106

107

109

110

112

Totaux

TeneursW0 3 %

0,10

0,29

0,10

0,31

0,25

0,23

0,40

0,09-

Tonnages relatifsdes filons

10/0,5 m/m (1)

1,2x0,785 = 0,942

2,4x0,813 = 1,951

24,8x0,847 = 21,006

39,7x0,839 = 33,308

9,0x0,830 = 7,470

10,4x0,812 = 8,445

7,5x0,731 = 5,482

5,0x0,797 = 3,985

100,0x0,8259=82,519

Rendementpoids % despréconcentrés

s /T .V .10/0,5 m / m

20

9,5

8,0

6,5

7,0

5,2

• 4,6

8,2

TeneursWO3 % des

^reconcentres

0,26

1,65

0,84

3,95

2,88

4,02

7,60

0,71

WO3 contenudans les

tout-venant(2)

0,09

0,57

2,10

10,33

1,87

1,94

2,19

0,36

19,45

Tonnagesrelatifs despréconcentrés

(3)

0,19

0,19

1,68

2,16

0,52

0,44

0,25

0,33

5,76

W03 contenudans les

pré con centrés(4)

0,05

0,31

1,41

8,53

1,501,77

1,90

0,23

15,70

Rendements% WO3 par

filon

55

54

67

83

80

91

87

64

(1) Reference : note SGN/MIN 79 n° 1060. Un facteur correctif est introduit par le pourcentage dea fines inférieuresà 0j5 m/m éliminées avant séparation (cf. tableau 1).

(2) Teneurs WO3 x tonnages relatifs des filons 10/0,5 m/m.(3) Tonnages relatifs des filons x rendements poids des préconaentrês 10/0,5 m/m.(4) Teneurs WO3 des prêaoncentrês x tonnages relatifs des préconcentrés.

Tableau n° 7 : Possibilités théoriques de préconcentration des filons de la carrière 1.Préconcentration à une densité de coupure équivalente à 2,70 sur fraction

> 0,5 iran du minerai concassé à - 10 mm.

11

Préconcentré

Fines < 0,5

Rejet de préconcentration

Tout-Venant

Poids %

5,8

17,4

76,8

100,0

WO3 contenu

15,70

7,66

3,75

27,11

Titre W03 %

2,70

0,44

0,048

0,27

Répartition% WO3 •

57,91)

28,26f6'17

13,83

100,00

Tableau n° 8 : Bilan global de préconcentration (d = 2,70) carrière 1 .

En comparant ce tableau au tableau n° 6, on constate que si la

prëconcentration se faisait à d = 2,70 au lieu de 2,75, on récupére-

rait 86,2 % du WO3, au lieu de 83,5 (+ 2,7 %) en ayant à traiter en

concentration 23,2 °ô,en poids du T.V. au lieu de 20,7 % (+ 2,5 %) : le

bilan de préconcentration serait un peu meilleur, mais son obtention

extrêmement délicate.

D'après le tableau n° 9 (ci-après), les bilans suivants pourraient

être établis . Après préconcentration à une densité de coupure équi-

valente à d = 2,68.

Prëconcentrê > 0,5 m/m

Fines < 0,5 m/m


Tout-Venant

Poids (t)

6,8

17,4

75,8

100,0

WO3 contenu

16,40

7,66

3,05

27,11

Titre W03 %

2,41

0,44

0,40

0,27

Rendement %WO3

28,26)

11,25

100,00

12

Après préconcentration à une densité de coupure équivalente à

d = 2,66.

Préconcentré < 0,5 m/m

Fines < 0,5 m/m

Rejet de prëconcentration

Tout-Venant

Poids (t)

8,7

17,4

73,9

100,0

WO3 contenu

16,86

7,66

2,59

27,11

Titre W03 %

1,93

0,44

0,35

0,27

Rendement %WO3

62'19)(90,4528,26)

9,55

100,00

On peut considérer que les possibilités de préconcentration à

de telles densités sont illusoires. Elles ne sont données ici - en

complément de la figure n° 9 - que pour donner une idée de la varia-

tion rendement de préconcentration = f (densité de coupure) en in-

cluant l'incidence due aux fines.

N° desfilons

100+C

1OOA+B

101

106

107

109

110

112

Totaux.

W03

contenuen T.V.

0,09

0,57

2,10

10,33

1,87

1,94

2,19

0,36

19,45

Tonnagesrelatifsdesfilons

0,942

1,951

21,006

33,308

7,470

8,445

5,482

3,985

82,589

Coupure équivalente

Rendement% Poids

(1)

22,0

12,8

9,5

8,0

7,5

5,7

5,2

9,0

Tonnagesrelatifs

(1)

0,207

0,250

1,996

2,665

0,560

0,481

0,285

0,359

6,803

Teneurs% W03

(1)

0,25

1,43

0,78

3,35

2,76

3,74

6,70

0,68

2,41

â d = 2,

WO3contenu

(1)

0,05

0,36

1,56

8,93

1,55

1,80

1.91

0,24

16,40

68

Rendement;% WO3(1)

55

63

74

86

83

93

87

67

84,3

Coupure équivalente

Rendement% Poids(1)

25,7

19,1

13,3

10,0

8,3

7,4

6,7

9,7

Tonnagesrelatifs

(1)

0,242

0,373

2,794

3,331

0,620

0,625

0,367

0,387

8,739

Teneurs% W03

(1)

0,24

1,10

0,57

2,76

2,48

2,90

5,50

0,63

1,93

à d = 2,

WO3contenu

(1)

0,06

0,41

1,59

9,19

1,54

1,81

2,02

0,24

16,86

66

Rendements% WO3(1)

67

72

76

89

82

93

92

67

86,1

(1) Sont considérés ici les produits préconaentvés.

Tableau n° 9 Possibilités théoriques de préconcentration des filons de la carrière 1 à des densités

de coupures équivalents à 2,68 et 2,66.

14

Les chiffres des tableaux n° 2 et 3 ont permis, par utilisation

de la méthode de FOURNOL programméeen ordinateur, de calculer les

résultats escomptables industriellement d'une séparation par centri-

fugation en milieu dense en admettant un écart probable moyen de

0,06.

Les résultats escomptables industriellement sont indiqués ci-

apres

Densité departage

2,76

2,78

2,80

2,82

Distr. 'poids

14,1

11,1

8,9

7,4

Etude des

s Distr.WO3

84,0

83,0

82,3

81,7

plongeants

% Teneur %W)3

1,37

1,72

2,13

2,55

Tableau n° 10 : Rendements de préconcentration escomptable indus-

triellement après traitement du minerai de la

carrière 1 (0,5-10 mm à 0,25 % VD3)par centrifu-

gation en milieu dense .

3.2. Etude des comportements individuels des différents filons au cours

d'une préconcentration .

Les résultats calculés ci-dessus pour le traitement de la carriè-

re 1 ne pourront pratiquement être obtenus que si tous les filons de cet-

te carrière se comportent de façon voisine au cours de la préconcen-

tration gravimétrique, ce qu'il convient de vérifier. Pour ce faire,

il faut considérer non plus la courbe de lavabilité de la carrière 1,

mais les courbes de lavabilité des différents filons pris individuel-

lement (figures n° 1 à 8).

" La mitkodz de FOURMOL e¿>t une. méthode, mathématique, de. catcuZ pan. dÀj>-peA&ùon quû. pejm&t dz ganantvi de¿> n.e\¿uJttat6 ¿ndixAtAieJU de.oaiculíb à patáÁA d'e¿&a¿i> dz laboticutolne..

15

La comparaison de ces courbes permet de rapprocher les pertes

en tungstène et en poids subies par les différents filons à une même

densité de coupure. Pour plus de commodités dans la comparaison des

résultats, la densité de coupure 2,70 a été choisie : c'est une den-

sité qui a été expérimentée et qui se situe dans une zone où les

différentes courbes - celles des lourds en fonction de la teneur en

particulier - ont des pentes telles, qu'elles permettent d'obtenir

des extrapolations assez précises (ce qui n'est plus le cas pour

d = 2,75).

Les tableaux accompagnant les figures n° 1 à 8 permettent d'éta-

blir le tableau n° 11 (perte en poids et WO3 des 8 filons de la car-

rière 1 après séparation à d = 2,70).

Teneurs WO3 %

0,09

0,10 •

0,10

0,23

0,25

0,29

0,31

0,40

N° des filons

112

101

100+C

109

107100A+B

106

110

% Perte poids

91,8

91,7

80,4

94,8

93,0

90,6

93,8

95,2

% perte WO3

36,93

30,38

47,75

10,51

18,73

46,14

16,41

9,64

% WO3 dansles légers

0,037

0,033

0,059

0,026

0,050

0,146

0,054

0,040

Tableau n° 11 : Pertes en poids et WO3 des 8 filons de la

carrière 1 après séparation à d = 2,70.

Ce tableau permet de tracer la figure n° 10 (pertes en poids

et WO3 dans les rejets de séparation à d = 2,70 en fonction de la

teneur des filons).

h WO3 perdu dans les légers 16 % poids éliminé dans les légers100

40 È

20=

TT~I: . . .TÍ 1—fci—.—

== .-|- , . . ^ - , - ^ — _ | — . — ^

0.2 0,3% wo 3dans les filons

n° des filons 112101(13 100+CC.]

109 107 100A+B 106

17

On constate que les points représentatifs des différents filons

(croix sur la figure n° 10) se regroupent dans une surface dont

l'axe est représenté en tirets. On peut en conclure que plus le mine-

rai est riche, meilleurs sont les rendements de préconcentration gra-

vimétrique. Ceci conduit à penser que l'enrichissement du minerai

est provoqué par la présence de cristaux de wolframite relativement

gros

Deux filons font exception à cette règle : les filons 100 + C et

100 + A+B : ce sont différents aspects du filon 100, filon pour le-

quel on obtient en outre les moins bons facteurs pondéraux de précon-

centration gravimétrique (représentés par des points sur la figure

n° 10). Ce comportement se répète,quelle que soit la densité de cou-pure envisagée.

3.3. Bilan d'une séparation gravimétrique parfaite du minerai de la car-

rière 1 concassé à - 5 mm .

Ce bilan est obtenu par le calcul en ne considérant que les

fractions 5-2 - 2-0,5 et < 0,5 mm des différents filons de la car-

rière 1 tels que vus au tableau n° 1. Sont ainsi éliminées les frac-

tions grossières 10-5 mm - légèrement appauvries en tungstène par

rapport au tout-venant (vu la fragilité relative de la wolframite

par rapport à la gangue quartzeuse). Il en résulte un léger enri-

chissement - artificiel - de la pulpart des filons.

Les répartitions granulodensimétriques des 8 filons deviennent

alors celles du tableau n° 12.

A partir du tableau n° 12, on peut établir le tableau n° 13

qui permet d'estimer les possibilités théoriques de préconcentra-

tion à une densité de coupure équivalente à 2,70, pour le minerai

concassé à - 5 mm.

Il importe de noter que les poids et teneurs de fines - ob-

tenus par le calcul - s'ils montrent bien une tendance à l'augmen-

tation de la proportion de < 0,5 mm lorsque croît la finesse du

broyage, ne pourraient être considérés comme très représentatifs

des produits qui résulteraient d'un concassage industriel à - 5 mm.

18Filon 100*C

T.v. Fractions d< 2.62 2.62< d< 2,64 2,64 < d < 2.66 2.66 < d '• 2.70 2.70 < d < 2.74 d < 2.74

Poidsi W031 ¡T1tr*JR*p«rt.

PoidsW03 ï

Titre JRipart.

Poids WO3 ï

Titre Répart.

Poids WO3 ï

Titre Rio«rt.

Poids WO3 :

Titre Rep>rt

Poidst Titre Repart.

Poids WO3 ï

Titre Separt.

5/2

2/0.5

0,5

43.7

24,8

31.5

0.096

0.135

0.16

33.3

26.6

40.1

1.0

0,4

0,050

0.036

0,4

0.1

15.1

4,8

0.0400,033

4.8

1.3

17.7

11.7

0,0680.040

9,6

3.7

2.S

1.9

0,20

0.10

4.0

1.5

1.3

0.90.18

0.13

1.9

0.9

6.1

5.1

0.26

0.47

12.6

19.1

100*0.13 100.0 1,4 0.046 0,5 19.9 0,038 6.1 29,4 0.057 13.3 4.4 0.16 5.5 2.2 0.16 2.8 11.2 0.36 31.7

Filon 100A+B

S/2

2/0.5

- 0.5

45.5

25.0

29.5

0.34

0.27

0.36

47.4

20.4

32.2

2.5

1.4

0,040

0.017

0.3

0.1

7.4

3.1

0,040

0.040

0.9

0,4

25.5

14,8

0,088

0.045

6,8

2.0

4.72.4

0.60

0.26

8.6

1.9

1.3

0.6

1.03

0.57

4.1

1.0

4.1

2.7

2.14

1.83

26,7

15,0

Í Ó 0 A * B | 1OO'° I0 '3 3 1OO<° I 3 » 9 ° ' 0 3 2 t °>4 I 10.5 0,0401 1,3 40.3 0,072 B.8 7.1 0.48 10.5 1.9 0.8B S.l 6,3 2.02 41.7

Filon 101

5/2

2/0,5

- 0,5

50.2

26.0

23.8

100,0

0.13

0.14

0.32

0.18

36.2

20,7

43.1

100.0

1.10.3

1.4

0,061

0,040

0,056

0,40.1

0.5

29.1

10,4

39.5

0.013

0.033

0.018

2.11,9

4.0

13,2

ID.6

23.8

0,045

0.030

0,078

3.41.8

5.2

2.61.6

4.2

0.17

0.10

0.14

2.50.9

3.4

1.40.9

2.3

0,19

0.14

0.17

1.S0,7

2.2

2.8

2.2

5.0

1.65

1.22

1.46

26,3

15.3

101

Filon 106

5/2

2/0,5

• 0.5

47,4

27.4

25.2

0.25

0.31

0,47

37,0

26.7

36.3

0.6

0.5

0,0680,048

0.1

0.1

15,7

8,5

0,013

0,013

0.6

0.3

26.0:

15.4J0.063

0.043

£.0

2.0

2.0

0.9

0.50

0.233.1

0.6

1.1

0,6

0.64

0.36

2.20,7

1.9

1.6

4.43

4.66

26.0

23.0

I.V.106

100.0 0.32 100,0 1.1 0.059 0,2 24.2 0,013 0.9 41.4 0,056 7,0 2.9 0.42 3.7 1.7 0.54 2.9 3.5 4.S3 49,0

Filon 107

5/2

2/0.5

- 0.5

48.6

25.6

25.6

0.27

0.34

0,44

40,1

26.3

33.6

1.10.4

0,040

0.0380.1

0.1

33,9

14.3

0.013

0.013

1.3

0,6

10,0

8.3

0,066

0,24

2,0

5.9

0.5

0.5

0.38

0.181

0.5

0,3

0.70.4

0.33

0.16

0.7

0.2

2.6

1.7

4.59

3.81

35.5

19.2

107 100,0 0.33 100.0 1.5 0.039 0,2 4a.2JO.013J 1.9 I 18.3l0.14sl 7.9 1.0 0 , 2 B | 0.8 j l.lj 0.27J 0,9 | 4,3 | 4.28J 54.7

Filon 109

5/2

2/0.5

- 0.5I

44,1

26.3

27.6

0.25

0.49

0,44

2S.8

38.0

33.2

0,6

0.3

0.040

0.0500.1

0,1

28.7

13.7

0.006

0,006

0,5

0.2

11.6

11.1

0,0450,033

1.4

1.0

1.2

0.7

0.24

0.11

0.80.2

0.30.3

0.3S0,48

0.30.4

1.72.2

5.54

6.00

25.7

36,1

TTvT109

100,0 0.36 I 100.0 0.9 0.043 0,2 42.4 0.006 0.7 22.7 0.039 2.4 1.9 0.19 1.0 0.6 0,41 0.7 3.9 5.80 61,8

.Filon 110

5/2

2/0.5

- 0.S

36.2

26.0

37.8

0.36

0.68

0.74

21.7

30,8

47.5

0.80.6

0.164

0.061

0.2

0,1

21.2

11.6

0.008

0,008

0.3

0,2

11.7

11.6

0.063

0.038

1.3

0,7

0.7

0.6

0,40

0.21

0.S

0.2

0.4

0.3

1.83

0.26

1.2

0.1

1.4

1.3

7.66

13.36

1B.2

29.S

I.V.110

100,0 0.59 100,0 1.4 10.120 0,3 32.8 0.003 0.S 23.3 0.051 2.0 1.3 0.31 0,7 0,7 1,16 1.3 2.7 10.40 47.7

IFilon 112

5/22/0- 0

\.i112

,5.5

•

45.5

24.8

29.7

100.0

0.12

0.10

0.23

0.15

36,7

17.2

46.1

100.0

1.20.6

1.S

0,035

0.048

0.039

00

0

,3.2

,5

30

n

42

.3,7

.0

0,057

0.006

0,043

11.7

0.5

12.2

109

19

.2

.6

.8

0,063

0.015

0.040

41

S

.3

.0

.3

00

1

,7,4

.1

0.0.

0.

1413

14

0.70.3

1.0

00

1

.7

.7

.4

0.20

0.10

0.1S

1.0O.S

1.S

2.41.S

4.2

1.1s1.21

1.17

1S.7

14.7

Tableau n° 12 : Répartition granulodensmétrique (calculée) des filonsconcaséés à - 5 mm •

n° desfilons

100 + C

100 A + B

101

106

107

109

110

112

TOTAUX

TeneursW03

0,11

. 0,31

0,13

0,27

0,29

0,34

0,49

0,11

Tonnages relatifs desfilons 5/0,5mm

(1)

1,2 x 0,685 = 0,822

2,4 x 0,705 = 1,692

24,8 x 0,762 =18,898

39,7 x 0,748 =29,696

9,0 x 0,744 = 6,696

10,4 x 0,724 = 7,530

7,5 x 0,622 = 4,665

5,0 x 0,703 = 3,515

100,Ox 0,7351=73,514

Rendementpoids % despréconcentréS/TV5/O.5 mm

19,6

12,3

9,6

7,0

7,3

6,2

5,5

8,0

teneursW03% des préconcentrés

0,33

1,77

1,05

3,23

3,46

5,08

8,50

0,83

Wo3 contenudans letout-venant

(2)

0,09

0,52

2,46

8,02

1,94

2,56

2,29

0,39

18,27

Tonnages re-latifs despréconcen-

trés(3)

0,16

0,21

1,81

2,08

0,49

0,47

0,26

0,28

5,76

W03 contenudans les

préconcen-trés(4)

0,05

0,37

1,90

6,72

1,70

2,39

2,21

0,23

15,57

Rendement%W03 par

filon

55

71

77

84

88

93

96

59

(/) Ré(Jéênce : notz SGW/MIW 79 n° 1060. Un 6acte.au coHAzct¿¿ e*t intAodwLt pah. le. pouAce.nta.gz de* ¿inte X.n$.HJLe.uh.e*à 0,5 m/m zlLmlnée.& avant ¿épaAcution (c(J. table.au S).

[2] Te.ne.uu WO3 x tonnage* KelatLfa de* (ilon* S/0,5 m/m.(3) Tonnage* nzlatifa de* pitons x Kende.menU poldd de.6 ptiéconc.e.ntAe.6 5/0,5 m / m .(4) Te.mu/u> W0^ de* piéconce.ntAé& x tonnage* tie.latifa de* pH.iconce.nt/iê.6.

Tableau n° 13 : Possibilités théoriques de préconcentration des filons de la carrière 1 .Préconcentration à une densité de coupure équivalente à 2,70 sur fraction

> 0,5 mm du minerai concassé a - 5 mm .

20

A partir du tableau n° 13, on peut calculer le bilan d'une pré-

concentration à d = 2,70 du minerai de la carrière 1 concassé à

- 5 mm.

Préconcentré


T.V. S/0,5 m/m

Poids %

7,9

92,1

100,0

WO3 contenu

21,17

3,68

24,85

% W03

2,68

0,040

0,25

Répartition%

85,2

14,8

100,0

Tableau n° 14 : Bilan de préconcentration (d = 2,70) carrière 1

fraction 5 - 0,5 mm .

Ce bilan est à comparer avec le bilan d'une préconcentration

à la même densité de 2,70 sur un minerai concassé à 10 mm au lieu de

5. Un tel bilan calculé à partir du tableau 8 (après élimination des

fines) et donné ci-après.

Prëconcentré


T.V. 10/0,5 m/m

Poids %

7,0

93,0

100,0

WO3 contenu

18,90

4,46

23,36

% WO3

2,70

0,048

0,23

Répartition%

80,9

19,1

100,0

Tableau n° 15 : Bilan de préconcentration (d = 2,70) carrière 1

fraction 10 - 0,5 mm .

21

La comparaison des tableaux n° 14 et 15 montre que le passage

d'un concassage d e - 1 0 à - 5 m m permet - â densité de coupure égale -

d'augmenter le rendement de préconcentration de plus de 4 % en tung-

stène .

On ne peut calculer un bilan global possible de préconcentra-

tion du minerai de la carrière 1 concassé à - 5 mm - en tenant comp-

te des fines -. En effet, le poids de celles-ci obtenu par le cal-

cul (à partir d'un broyage à 10 mm) risque de différer largement de

celui qui sera obtenu par un broyage industriel à - 5 mm.

CONCLUSIONS

A l'issue de cette étude, il est permis d'escompter que la pré-

concentration par cyclonage en milieu dense de la totalité du mine-

rai de la carrière 1 concassé à - 10 mm permettra d'obtenir le

bilan suivant, calculé d'après les données du tableau n° 10 à une

densité de partage de 2,82.

22

Préconcentré

Fines - 0,5 mm

Rejet de préconcent.

Aliment. calculée

Poids1

6,1

17,4

76,5

100,0

Teneur

2,55

0,44

0,048

0,27

W03 %

Répartition

5 8 ' 2 }86,828,6

13,2

100,0

Un concassage préliminaire à une maille inférieure à 10 mm per-

met d'améliorer la libération du tungstène, donc d'abaisser la te-

neur des rejets de préconcentration et d'augmenter les rendements en

métal, ceci d'autant plus qu'il permettrait de préconcentrer à une

densité de coupure probablement inférieure. Toutefois, il faudrait

que ce concassage plus poussé ne soit ni trop coûteux, ni générateur

de trop de fines : celles-ci, non préconcentrées, augmenteraient

d'une part, le tonnage de minerai entrant en concentration et pour-

raient d'autTe part, contenir de la wolframite trop finement divi-

sée pour échapper aux traitements ultérieurs, se retrouvant alors

dans les stériles fins.

Un essai de traitement semi-industriel prévu en mars 1980 devra

lever l'indétermination,d'autant mieux qu'il produira suffisamment de

préconcentrés pour élaborer un produit marchand ; la densité de cou-

pure gravimétrique sera également précisée à cette occasion.

MOT I•N FONCIION DE« DENSITIf It O U TENEUR)

ITAM.ISSEWENT H t COUMf f 01 LAVAMUTC

ns F non I « M (- io/> o.s •/.)

T«wur : 0.10 > W )

COUHMt M fcAVAMMTI IH MHCTMM Df LA MMdi« U M LAVAMtn Hi P0MCHOH M 1A t t W M

•n abicittti : ÍD0 • / * : 1 t

COURBE ELEMENTAIRE

h% Pw*% taMh% %•

2 . U

2.10

IJI 2.0 100.0. 0.050 O . U M

31.1 Jl.i M . O . 0.040 . 1.SO4

34.Í 11.3 . M . 4 - 0.0Í1 . 2 . 1 M

(,l »0.4 25.7 0 . 1 W . . . O.tiS

} . | M , 3 19,6 0.170 0.(0

15.7 100.0 li.t , O J » . (.»]

LAVUILIIE DEI U O E M

I.IMI0.100 O U B O -

1.(0) . 0.0« li.OÏ

IJM O.OS1__JJJI_

i j H o . m « jj _

J.«I 0.W M.n .

j.«2 o.ioo- ¿ a u » -

lAVUltni D U LOUROt

I-Ilf » - i

E.Hj » .Ml

,0.10L_ MJB

J U M IUI~

U . Q L

S.2II 0 .2M ^SWS.

2 . M 2.84 1,

figure iEN FONCTION DES OENSITES ET DES TENEURS

ETABLISSEMENT DES COURSES DE LAVABlUTf

oes nions I M A • i (-to/*0,5 •>/•)

TMNVT : 0.29 l » j

C O U M U M lAVAMLirt IH PONCTION H Ul OtMMTI M LAVAMLITI M POffCflOM M LA TtWtUW

m abicUitt : 100 • / • : 1 I

„ • _ = .

2.62

2,6«

2.74

s„IS.61

S».91

9,72

2.«

• , »

100.00

COURUE ELEMENTAIRE

DRMMI

cumul».

5.41

22.02

«0.93

».85

93.4«

100.00

100,00

M . 5 9

77.91

19.07

9.35

• .52

¿M

WDj

0,025

0,040

0,115

0.57

I.I!

I.W

1

m#l«

0.135

0.797

«.775

S . M O

3.339

12.127

21.713

LAVAII

— *

0.135

0.932 .

7.7W

13.247 __

u.sn

LITE DES LEOERS

r:oimaM*

0.025

0.042

0.095

0.146

0.177

0.2«;

cvmatM

0.47

3 . 2 5 .

- » . M

_4«,14__

57.7«

100.00 _

lAVAWUTEDEt l

I- tll h-i

lltntlM

tawrft

28J13

2t.571

J U Hm

l

OURDS

mirtltfUit

DWrlbuft«"

KM««

0 .»7 i 100.00

0.302 J 1 . 5 3 . . .

_JM5«. MM

21JX» J.102 7JJL

15.4«

12.127_

.

.1.ÍSÍ _ 33.««

_l,««0 » 2 J 4 _

•

ii.u 2.« i.n

ti FONCTION D M DENSITE« ET D M TENEUR!

ETAtlBHMENT DHCOUMCSOf IAVAIUITE

m n u n loi (- io/> o.s • / . )

Ttnur : 0.10 I W ]

COUHMf M IAVAMMT1 IN POWLfKW M IA DtMITl CeUWWl H tAVAMLtTl n MMC1HWM U « M W

tn ibicitiat : loo -V« i 1 I

COURBE ELEMENTAIRE

O»M.tH

1.62 _

2.64 . .

2.66

2.70

2.74 .

B r- Ifc 1 • - S b l j • f • bit

PaMtH f o M l \ Paidi^ Hnrfttt mflri«wUfii «HMfii itoitownli il« « m n n u

Cvnul*! M M H l h K M M dvit 1«M ] traction*

1.M 1J< . 100.00 0.0(2 . 0.117

S3.» Si.3! M.Il . 0.0» O.BSi

31.» K . W It.U 0.M4 . 1.377

S . « 11,7« 13.34 0,13 O.ICO

! , « 94,69 « ,» 0,16 . 0,472

Í. 31 100.00 5.J1 1J1 . 6.42S

100.00 i 1 9,907

LAVABILITE DEI LEflERS

•-1" - 1 - S*sïimflri «mttri OMiRMikM

damlH Mtrt dv, mH«m nmulti W«m

O M M l fnwMi

0 4 U - _ Í.062 I . U _

0.971 . 0 .0M . » .M

2.350 0.027... 23.7t

3,010 0.033 . 30.» .

3,4«2 . 0,037 3S.1I

9.907 _ 0.099 „JOO.OO .

I

IAVAWLITE D M l O U R M

| - I»l ¡ t-^

•Mit) %mMCOnm« rfMlMdmiH W *I«w0l MmiH*

mit • • *

«»<•(••

h»nhMtmvHt

_1JO7 a,n«« Inn.mi

9.7JO 0.101 J«J7.. .

l.<34 O.n» W . U

. X.5S7 0.5«L M . 8 L

6.M7. 0,1» 69,62 _

«.425 JL21H SÍ.IS _

• -

2.U I.M ' .

EN FONCTION DES DENSITES ET DCS TENEURS

ETABLISSEMENT DES COURSES DE LAVAIIUTE

DU FILM 106 (- 10/* 0,$ • / • )

Itntur : 0,31 1 UDj

couiuu M LAVAMtin u rowcTMM n ut o*mn tourna M LAVAMUTI w PONCTWH M LA T M R M

n ibicisiti : 10 • / • : 1 I

*

DwiiiMi

1JU..

2.64

2.66

2,74

- -

* * "

l.SS

35.7C

52.6a

3.81

1,79

4,41

100.00

COUflBE ELEMENTAIRE

ft»»«

1.55

37.11

•9.9« .

93.80

95,59

100,00

ftMfc«dHlounh

109.00

n,4S

62.69

10.01

6.20

4.41

d»

"i

O.MS

0.026

o.on».53

0.B6

5,4$

«tul

cora

0.930

2.002

2.019

1.539

24.035

» . 5 9 5

LAVABILITE DES LEOERS

m«UIc m »

tumuMt

0.010

i.ooo .1.002

-SJ21 .

6.5*0

M.595 .

I

¡

danilti

0.045

0.02;

0.054

0,069

o.m

OifHibuiiwi

. 0.21

. 3.21

.—Ml—

• U . 4 t -

21,44

109.00.

LAVABILITE DEI LOURDS

H4U<

IM«•VMM

M . S Í S

30.S2S

21.195.

2ÍJS3

» S . S M

24.039

1

---

danti«

OJOt.

0.110

0.412^ .

¿J5J

4.125

- . — i

1001Miatlaíai

M I O

J M . O O

99,7?

mi—

~ ' ' ' " *" " ~" " ~ - îfx;~- ••: . T "

nmrt iCN FONCTION D M DENSITES ET DES TENEUR!

ETABLISSEMENT D M COURBE! DE LAV ABRITE

DU riLM 107 (- 10/* 0.S • / • )

Ttntur : 0.2S 1 UOj

COURBCIM LAVAMLITt IN FONCTION M LA MMIT1

ÎJ2 _

2.64

2.66

2.70

b

2.29

62.29

27.11

1.32

1.69

5,30

100.00

COURBE ELEMENTAIRE

2.29

64,51

91.19

93.01

94.70

100.00

100.00

97.71

19.42

t,31

6.99

5.30

ItM

0.031

0,020

0,106

0.32

0.31

3.69

CO«™,

fcieltom

i o .n7

1.246

. 2474

0.422

0.514

19,557

24,710

LAVABILITE DEI LEOERI

~\

•"""•»

0.017 .

1.133

4.207 -

4.629 .

S.15)

24.710 .

«mit*«Mil«

rvrvttt

0.031.

0.021

0,046

0.050

0.054

0,25 . .

in

1mil*»

•wmuMt

_ 0.3S .

5,39

- 47.03 -

_1».7J

. 20.15

100.00 .

lAVANUTt DEI L O U R M

MIttt

" ™ ~I M *

M n u V f

24.710

24.623

23J77

20.503

20.081

19.557.

1 tenln

cwwWt

0J5_

—e.a—

Î.47.

. . 2J7..__

1.61

TOI

DtafAuthn

lounli

(»mull*

100.00

99.6JL-

94Jl_

__«2J2_

. «l.27_

_7f.l5_

-

tourna M IAVAM.IT« m PONCTION m LA

tn •bicditt : 40 «/• : 1 f

DbKhuttenpoi* CowtateH i - -9-~

M * d M M - «rim»

?,H2 Î.8* 3.68

EN FONCTION DES DENSITES ET DES TENEURS

ETAËUSSEMENT DES COURBES OE lAVABtUTC

M FILOT 109 (- 10/* 0,5 •/•)

T M M r - 0,23 1 « 3

COURWI M UtVAMUTfl IN »ONCnflM Ht Ut MKITt counts M LAVAMim IN rtMcnon M LA I W I I M

•n tbicltttt : 40 m/m : 1 S

m IbclM » cefarm k

• H «rctonntaa t i l l

2.62

2.64

to

2.1

61.«

2»,6

2.2

0,6

4.6

100.0

t ' i k l

ill

2.1

64,0

92.«

94.8

»5.4

100.0

* ' 1b 1 '

«mil*

100.0

97*9

».0

7.4

S.I

4.«

0.036

0,00«

0,047

0.22

0,44

4,SO

1 - k i t

contmtt

dvwm«rKltCTW

O.076

0.SS7

1,344

0.484

0.264

20.700

23,4249

• • I I I

itanllM

Uftn

CunuMl

O.O7S6

0.6327

l,«76«

2.4609

2,724«

23,424«

dtmbn

WgntCwnuM«

0.036

0,010

0,021

0.026

0,0!«

0.23

OHUIbuitan

< H M I H

twnulM

0.32

2,70

-, %«

. le.si .'

il.«

100.00

t- I t »

A n intour*

twnvWt

23.4249 _

23,3493

22,7922,

21.448

20,«64

20.10 _

i r TOI "h"ï JASMUI

dMhj ,

iMihtunwM«

0.Î3

0.24

0,63

_ 2 . « 0 _

4,03

4 . SO

! OMklbutlan

| (umM*

99.68

- ^?7j3p_

ll.SL

•9,4«

6e.H_.

EN FONCTION DCS DINSIIU Et Ott tENt U M

ETMLItttMCMT D U COURSES DE IAVASILITE

w m o » no (- v>/< o.s •/•!

TcMur • O.«Q I WOj

CCUMU M LAVAMUII IN rONCTKN Df LA MNMT1 COUflMS M LAVABLI« IMfOICTtOM M LA 11M M

M Ibcctiits : 20 • / • ; 1 I

COURSE IIEMENTAME

c- Ekl ' « - ïb

u . 2.1 , loo.o _. o.ij; | o.iM

Sl,0 S3,S 0,007

I».» . »1.1 « . 2 . , . 0.0H

| ,f _ «5,2 t.l O . K . _ ( _ 5 , » 0 | _

1.1 N . I . «.« 0.9f O.MI

l,i . 100,0.. j,; . i.» ¡ v.w

LAVABILITE DES LEQERS

0,741 0 , » M _ _ . I.SS

4J00 OJrSO . 11.00

îf , M 7 0 J W _ 100.00

LAVABILITE OES LOURDS

I.I.I I .-i

19,601 0,«l | _ M , M

JIJ11 IJI ; W . W

l.U 2.M >,H

Figur« I IN FONCTION DEI DENSITES IT Off TENtUM

ETABLISSEMENT DES C O U M C t D C (.AVAtltlTC

DU n u n 112 (-10/* o.« • /•)

Itnwr > 0,01 I V>|

C O U M U M LAVAMLI1I IM fONCTKM DI Ut OVMTI COUWMI M LAVUM.IT1 tH MHCTK» M LA T I M M

m « b i d » « : 200 • / • : 1 1

2 .»

2 .M

2.6«

2.70

2. M

COURSEflEMENTAIRf

f w * \ P O H M X tVdt\ «nrful M M

« H u m Un IH*i) «nliwdi 4« tonianu

WOj »t«et«w

t.< z.« 100.0 0.0« . 0.110

iO.I U . S «7.« 0.028 , l.WJ

27.) » . ) 3/.S 0.0*9 1.36!

i.s " • ' «.r 0.1a . 0.270

2,1 94.1 8.2 O.Zf 0 ,5»

S.I IO0.O s.» 0.8* S.2SI

100,0 | 1.27«

lAVAUltTEOfSlKIEM

KNul *mtm OMUiMten

MpA cwnvUi U«*^cumuMi cwtwu*

0.110 . 0 .0M l.U

1.793 0.O29 19.39

9,1» 0.03S . 14,02

3.4ZS 0.037 . n.n

4,023 0,013 43.3a

9.274 . 0.093 100,00 .

LAVABIUTf DC 1 L

r ~

IMM «m«UI

9J7» 0 . M 3

9.1(4 0.094

7,481 _ 0,1»

5.1U . . 0.(31

5.849 0,713

5.2SI O,89O„

OURDt

¿KultoMI

dtnf IM

CumutM

- 1 0 0 . «

n.oi

._ »•«_

(s.n(3,07

56,62-

EN FONCTION H I Dt NSI TES IT Df S Tf NI U M

ETABLISSEMENT DEI COURBCI Dt LAVABILITE

Dt IA CAWICRC 1 (- 10/« 0,5 • / • )

Ttntur HD] : 0 .» I

M UkVAMUTI IM FONCTION H LA MNHTI W I U U H IAVAM.ITI IN PONCTION M LA TIMUN

M •bicttltl : I$0 • /» : 11

2.(2

2 . M

2 . «

2.70

2.74

COUR8E ELEMENTAIRE

c - i b l d • 1 * 1

2.0

47.2

40.2

l.t

2.0

S.0

2.0

49.2

89,4

93.0

H . O

100.0

100,0

«8.0

SO.)

lO.t

7.0

S.0

O.OSÍ

0.019

0.019

0.3S

O.SO

3.71

0.112

0.097

1.970

1.2(0

1.000

I8.SS0

LAVAfllITE DEf LEGERS

0.112

I.0O9

Í.971

«.239 _

1.239

21.1U —

0.05« 0.47

0.021 4.24

0.0» JI.S2

0.04« . 17.« .

O.OSS 22.02

o . ! M _ ioo.ro

LAVAIILITE DEI LOURDS

100.00

».S3

23.789 0,218

23.C77 . 0.242

.2i.no . . . 0.441 »S.71

20.810 1 .M3 81 .«

19.5SO 2.711 . 82.18

U . S M 3 Jl 71.»




ANNEXE II

SÉPARATION MAGNÉTIQUE HAUTE INTENSITÉ HUMIDESUR LE MINERAI DE WOLFRAMITE DE MONTREDON

(Tarn)

ESSAIS PILOTES

par

P.H. BAJON - J.L POLGAIRE - Y. BRECL - G. MERY - P. VERDIER




83 SGN 217 MIN


J.O. du 14.09.80


Mars 1983


R E S U M E

A la demande de COFRAMINES, des essais pilotes de séparation

magnétique haute intensité en voie humide ont été réalisés au département

Minezalurgie, sur le lot composite de carrière 1 du minerai de wolframite

de Montredon. Ce lot titre 0,3 % WO3.

Après broyage du tout-venant à 1 mm et un seul passage à la sé-

paratrice avec recyclage du mixte magnétique, un concentré titrant 3,2 %

WO3, soit 58 % du tungstène tout-venant est obtenu.

La teneur du concentré peut être améliorée par un relavage magné-

tique ou par un tablage de la fraction supérieure à 100 microns.

0

000

TABLE DES MATIÈRES

P a g e s

RESUME

INTRODUCTION 1

1. MINERAI 2

2. SCHEMA DE TRAITEMENT 3

2.1. Broyage-classification 3

2.2. Séparation magnétique haute intensité 6

3. RESULTATS DES ESSAIS ET HOM3GENEISATION DU TOUT-VENANT, APRES

CONCASSAGE 8

4. CONCLUSIONS ..' 16

0

000

INTRODUCTION

A la demande de COFRAMINES, des essais pilotes de séparation magnéti-

que haute intensité en voie humide ont été réalisés au département Minera -

lurgie sur le lot composite de carrière 1 du minerai de wolframite de

Montredon.

Le minerai titre environ 0,3 % WO3 ; des travaux précédents avaient

montré que la wolframite était libérée à environ au moins 1 mm d'où le choix

de cette maille de broyage pour les essais décrits dans ce rapport.

D'autre part, cette maille de broyage ne peut être supérieure à 1 mm ,

car la séparatrice magnétique, avec la grille actuellement seule en service,

ne peut traiter de minerai dont les grains sont supérieurs à cette dimension.

0

000

1. MINERAI ,

Le minerai sur lequel ont été réalisés les essais de S.M.H.I. était

constitué par un mélange homogénéisé des trois produits suivants :

- 6 500 kg de produit déjà concassé à 20 mm et reconcassé

à 5 mm dans la station pilote du B.R.G.M. par concasseur

à mâchoires et concasseur à cylindres

- 1 000 kg de produit fin (0,5-0,1 mm)

- 500 kg de produit très fin (< 0,1 mm) dans lequel se re-

trouve la plus grande partie des argiles.

Ces trois produits proviennent d'un concassage-classification réali-

sé à la station pilote de F.C.B. sur un lot composite de la carrière 1 ;

ils permettent de reconstituer ce lot à quelques faibles pertes en ar-

gile près.

Ce mélange titre environ 0,3 % WO3.

Les essais ont été réalisés sur environ 3 500 kg de ce mélange.

2, SCHÉMA DE TRAITEMENT . (cf. figure n° 1)

Le schéma de traitement est simple et comprend une section de broyage-

classification à 1 mm et une section de séparation magnétique.

2.1. Broyage-classification .

Le classificateur (Rotosieve équipé d'un tamis de 1 mm) précède

le broyeur,de sorte que seule la fraction + 1 mm de l'alimentation

est broyée. La pulpe broyée est recyclée en tête du classificateur.

Le passant du tamis de 1 mm (formé des fines primaires et se-

condaires) constitue l'alimentation fraîche de la S.M.H.I.

La concentration solide de la pulpe dans le broyeur est d'envi-

ron 60 à 65 % ; la concentration solide de l'alimentation fraîche de

la S.M.H.I. varie de 25 à 35 %.

Remarque :

En fonction du niveau de remplissage de la trémie d'alimentation,

la pression sur la bande extractrice(à vitesse de déroulement cons-

tante) peut varier et,par conséquent, le débit de l'alimentation en

tout-venant varie outour de 100 kg/h : entre 90 et 110 kg/h et même

115 kg/h.

Ces variations ne sont nullement gênantes pour la séparation

magnétique, car la S.M.H.I. travaille en-dessous de sa capacité.

Les seules conséquences non négligeables de ces variations con-

cernent la qualité du broyage.

Le tableau n° 1 donne les résultats des analyses granulométri-

ques réalisées sur des échantillons de la sortie du broyeur, préle-

vés régulièrement au cours des essais.

^^^vâte et heure de

granulo- S .métriques *N«>

+ lOOOy

320 - 1000

100 - 320

- 100

Reconstitué

17/714h

1,9

44,1

31,6

22,4

100,0

18/710h

12,4

51,8

20,0

15,8

100,0

18/714h

un10h

21/714h

un10h

22/714h

Rendements poids

0,5

38,9

31,8

28,8

100,0

2,6

44,6

30,322,5

100,0

6,142,4

29,8

21,7

100,0

6,2

56,1

21,2

16,5

100,0

14,6

60,3

14,8

10,3

100,0

Tableau n° 1 : Analyses granulométriques de la sortie du broyeur

90/110 kg/h

+ 1Rotosieve

(Tamis de 1 mm)

eau180/200 }J=

- 1

eau : 60/70 1/h

Broyeurà barres

S,M.H.I.

Concentré Mixte

Recyclage du mixte magnétique (21 et 22/07)

Stérile

Figure 1 : Schéma de traitement du minerai de Montredon

® Echantillonnage automatique des trois sorties (éch. Minemet)

pompe

Les variations du débit de l'alimentation en tout-venant se

répercutent essentiellement sur la fraction - 100 microns de la sor-

tie broyeur dont le rendement poids varie entre 10 et 30 %, la moyen-

ne arithmétique s'établissant à 20 %.

Cette valeur moyenne est acceptable à l'échelle pilote, mais

devrait être abaissée à l'échelle industrielle à 5 à 10 % pour ne

pas trop pénaliser les éventuels tablages a réaliser sur les con-

centrés magnétiques. Une telle optimisation ne devrait poser aucun

problème majeur.

2.2. Séparation magnétique haute intensité .

La séparation a été réalisée sur l'appareil Boxmag type SHW1 de

Rapid Magnetic (modèle 76) dans les conditions suivantes :

. intensité du champ 18 000 gauss (champs maximal de

l'appareil sous 90 volts/20 ampères)

. débit d'eau de rinçage des mixtes 600 à 700 1/h

. débit d'eau du rinçage des concentrés fixé de fa-

çon telle que le débit total en eau des sorties de

l'appareil soit de 2200 à 2 300 1/h.

Remarques :

Le but fixé au départ était d'obtenir un rendement pondéral de

concentré de 10 % (c'est-à-dire correspondant environ à celui d'une

séparation en milieu dense de densité 2,74) d'où le champ magnétique

appliqué élevé et la consommation d'eau de rinçage des concentrés et

mixtes plus importante que nécessaire.

Cet objectif n'a pas été atteint en raison de la présence de

minéraux lourds non magnétiques dans le minerai traité.

L'appareil délivre trois produits : concentré, mixte et sté-

rile.

Lors des deux premières journées d'essai (17 et 18/07), le

mixte n'a pas été recyclé ; lors des deux dernières journées d'es-

sai (21 et 22/07), le mixte a été recyclé dans la bâche d'alimenta-

tion de la S.M.H.I. (cf. schéma - figure n° 1).

Que le mixte magnétique soit recyclé ou non, les débits d'eaux

du circuit broyage-classification n'ont pas été modifiés ; la concen-

tration en solide de la S.M.H.I. en a donc été affectée : elle se si-

tue entre 25 et 35 % solides lorsque le mixte n'est pas recyclé et

entre 15 et 20 % solides lorsque le mixte est recyclé.

3. RÉSULTATS DES ESSAIS ET HOMOGÉNÉISATION DU TOUT-VENANT/ APRÈS CONCASSAGE .

Après concassage, les essais ont été réalisés les 16, 17, 18, 21

et 22 juillet entre 8 et 17 heures.

Pour contrôler le bon fonctionnement du circuit, des échantillonna-

ges ponctuels manuels ont été réalisés sur les différents flux tout au

cours des essais ; par ailleurs, les trois sorties de la S.M.H.I, ont été

échantillonnées automatiquement (échantillonneur Minemet, 3 voies) pour

fournir les produits sur lesquels ont été réalisées les analyses.

Ces échantillons automatiques sont affectés de :

. l'indice 1 pour la première journée d'essais (16/07) ;

journée de réglage sans recyclage des mixtes,

. l'indice 2 pour la deuxième et troisième journée d'es-

sais (17 et 18/07) ; sans recyclage des mixtes,

. l'indice 3 pour la quatrième journée d'essai (21/7) ;

avec recyclage des mixtes.

. l'indice 4 pour la cinquième journée d'essais (22/07) ;

avec recyclage des mixtes.

Chaque échantillon a été tamisé à 100 microns et les deux fractions,

+ 100 et - 100 microns, ont été analysées.

Les tableaux n° 2 à n° 5 donnent les bilans de ces essais (C :

Concentré, M : Mixte, S : Stérile) ; les bilans sont présentés à la

fois •

- par produit obtenu en fonction de sa granulométrie

- par fraction granulométrique

- par rapport au produit reconstitué ou à l'alimentation

Cl + 100 ym

- 100 ym

Ml + 100 ym

- 100 ym

SI + 100 ym

- 100 ym

Reconstitué^ 100 ym

- 100 ym

Bilan global

Cl

Ml

SI

Reconstitué-

Rp %

3,7

3,4

15,4

8,9

50,5

18,1

69,6

30,4

•

7,124,3

68,6

100,0

W03 %

0,721

1,443

0,038

0,277

0,040

0,308

0,076

0,426

1,067

0,126

0,111

0,182

PWO3

14,6

26,9

3,2

13,6

: 11,130,6

28,9

71,1

41,5

16,8

41,7

100,0

pW03

/+ 100 ym

50,5

11,1

38,4

100,0

pW03

/- 100 ym

37,8

19,1

43,1

100,0

" En l'absence de recyclage des miztes3 le reconstitué représente à la foisl'alimentation tout-venant du circuit et l'alimentation de la S.M.H.I.

Tableau n° 2 : Bilan des essais - première journée (16/07) sans

recyclage du mixte .

10

C2 +

M2 +

S2 +

-

Reconstituée-

Bilan global

C2

M2

S2

Reconstitué"

100

100

100

100

100

100

100

100

ym

um

umvim

umum

umum

Rp %

3,5

3,1

11,5

7,6

52,4

21,8

57,5

32,5

6,7

19,1

74,2

100,0

W 0 3 %

2,119

2,078

0,063

0,252

0,053

0,323 '

0,165

0,474

2,100

0,138

0,132

0,265

pW03

28,8 124,3

2,7

7,2

10,4

26,6

41,9

58,1

53,1

9,9

37,0

100,0

PWO3

/ + 100 um

68,7

6,5

24,8

100,0

pW03

/ - 100

41,

12,

45

100

um

8

4

8

En l'absence de recyclage des mixtes, le reconstitué représente à la foisl'alimentation tout-venant du circuit et l'alimentation de la S.M.E.I.

Tableau n° 5 : Bilan des essais - deuxième et troisième journées(17 et 18/07) sans recyclage du mixte.

11

C3 +

-

S3 +

-

Reconstitué" +

-

Bilan globalC3S3Reconstitué"

M3 +

M global

AlimentationS.M.H.I.»"

100

100

100

100

100

100

100

100

ym

ym

ym

ym

ym

ym

mm

Rp

3,

2,

65,

29,

68,

31

5

94

100

2

25

105

%

0

5

1

4

1

9

,5,5

,0

,7,9

,6

,6

WO

3,

3,

0,

0,

0,

0,

3

0

0

0

0

0

0

3*

506

027

040

348

193

558

288

,136

,309

,182

,318

,252

,306

pW03

34,

24,

8,33,

42,

57,

58,

41

100

1

3

4

104

0

5

4

1

4

6

5

5

0

,6

,0

,6

,6

pW03

/+ 100 ym

80,2

19,8

100,0

pW03

/- 100 um

42,5

57,5

100,0

" Le Reconstitué calculé représente l'alimentation tout-venant du circuit.î : L'alimentation S.M.E.I. est calculée en recombinant le reconstitué et le mixte

global "puisqu'il y a recyclage du mixte en tête âe la S.M.3.1.

Tableau n° 4 : Bilan des essais - quatrième journée (21/07) avecrecyclage du mixte .

12

C 4 +

-

S 4 +

-

Reconstitué" +

-

Bilan global

C4

S4

Reconstitué"

M" 4 +

M global

AlimentationS . M . H . I . - -

100

100

100

100

100

100

100

100

ym

ym

ym

ym

ym

ym

mm

Rp

3,2,

65,

28,

68,

31,

594

100

2

2

5

105

0/

/o

04

97

9

1

,4

,6,0

,9

,7

,6

,6

wo3%

3,607

2,800

0,038

0,348

0,197

0,517

3,248

0,132

0,300

0,126

0,313

0,216

0,296

P w o 3

36,0

22,4

8,3

33,3

44,3

55,7

58,4

41,6

100,0

1,22,8

4,0

104,0

pWO.

/ + 100 ym

81,3

18,7

100,0

pwo./ - 100 ym

40,2

59,8

100,0

Le Reconstitué calculé représente l'alimentation tout-venant du circuit.

L'alimentation S.M.H.I, est calculée en recombinant le reconstitué et le mixteglobal puisqu'il y a recyclage du mixte en tête de la S.M.H.I.

Tableau n° 5 : Bilan des essais - cinquième journée (22/07) avec

recyclage du mixte .

13

Les bilans de la première journée d'essais (cf. tableau n° 2)

consacrée au réglage du circuit ne peuvent pas être pris en compte,

car il apparaît que le circuit n'a jamais été équilibré (le boucla-

ge en teneur WO3 se fait d'ailleurs à 0,182).

Les bilans des 2ème et 3eme journées d'essais (cf. tableau

n° 3) réalisés sans recyclage du mixte font apparaître les points

suivants :

. la récupération WÖ3 dans le concentré est faible

(53,1 % et le taux de concentration est d'environ

8 (teneur du concentré 2,1 % WO3)

. les mixtes magnétiques représentent 10 % du tung-

stène tout-venant

. la récupération WO3 dans le concentré est beaucoup

plus élevée pour les tranches supérieures à 100 ym

(68,7 %) que pour les tranches inférieures à 100 ym

(41,8 %). Cette observation est classique des trai-

tements par S.M.H.I.

Les bilans de la quatrième journée d'essais (cf. tableau n° 4)

réalisée avec recyclage du mixte montrent que :

. la récupération WO3 dans le concentré reste faible

(58,5 %) et le taux de concentration dépasse 10

(teneur du concentré 3,29 % WÖ3)

. les mixtes magnétiques des journées précédentes

(essais sans recyclage des mixtes) semblent se ré-

partir dans le concentré pour la tranche + 100 ym '

et essentiellement dans le stérile pour la tranche

inférieure à 100 ym

. la récupération WO3 dans le concentré est toujours

beaucoup plus élevée pour les tranches supérieures

à 100 ym (80,2 %) que pour les tranches inférieures

(42,5 %).

Cependant, on observe que la valeur de la récupération dans le

concentré pour la fraction + 100 ym soit 80,2 % est supérieure à

celle que l'on peut calculer à partir des essais précédents du ta-

bleau n° 3 en considérant que la totalité du tungstène contenu dans

14

la fraction + 100 um des mixtes magnétiques rejoint le concentré lors-

que ces mixtes sont recyclés, à savoir 68,7 + 6,5 = 75,2 %

II est possible que l'amélioration de la récupération en WO3 ob-

servée dans le concentré pour la fraction + 100 um, lorsque les mixtes

magnétiques sont recyclés, soit liée à la diminution de la concentra-

tion solide de l'alimentation S.M.H.I. ; celle-ci passe en effet de

25-35 % à 15-20 % du fait que les débits d'eau au broyage n'ont pas

été modifiés, que le mixte magnétique soit recyclé ou non (cf. para-

graphe 2.2.).

Les bilans de la cinquième journée d'essais (cf. tableau n° 5)

réalisés avec recyclage du mixte sont pratiquement identiques à. ceux

de la quatrième journée d'essais (cf. tableau n° 4).

Il faut noter cependant que pour cette cinquième journée d'es-

sais, l'alimentation de la S.M.H.I. doit être plus grossière que lors

de la journée précédente (cf. analyses granulométriques de la sortie

broyeur - tableau n° 1 ; paragraphe 2.2.).

Malgré cette différence probable, les concentrés magnétiques

obtenus présentent à peu près les mêmes distributions granulométri-

ques (cf. tableau n° 6) ; ce phénomène résulte de ce que, d'une part,

la gangue quartzeuse est essentiellement responsable de la distribu-

tion granulométrique de la sortie broyeur, et que, d'autre part, la

faible valeur des rendements poids des concentrés et la moins grande

dureté de la wolframite (comparée au quartz) tendent à homogénéiser

les distributions granulométriques des concentrés vers les faibles

granulome tries.

+ 1 000 pm

320 -

100 -

63 -

-

1 000

320

100

63

Reconstitué

um

um

um

um

C2(2ème et 3ème

j ournée)

0,1

21,9

32,7

13,6

31,7

100,0

C34èmejournée

0,1

23,1

33,3

10,8

32,7

100,0

C45ème

journée

0,1

26,1

29,2

14,2

30,4

100,0

Tableau n° 5 : Analyses granulométriques des concentrés magnétiques

15

Le tableau n° 6 montre également que la trop grande finesse des

concentrés est préjudiciable à leur éventuel traitement gravimétrique

Cenviron 31 %, poids inférieur à 63 ym).

Remarque :

Ces essais ont permis d'obtenir environ 80 kg de concentré de ty-

pe C2 et 80 kg de concentré de type C3 et C4.

16

CONCLUSIONS .

Les essais de séparation magnétique permettent d'obtenir un concentré

titrant 3,2 % WO3 représentant 58 % du tungstène tout-venant en un seul

passage à la séparatrice avec recyclage du mixte magnétique en tête.

Les concentrés obtenus se caractérisent par :

- leur trop grande finesse : le broyage du tout-venant à 1 mm

doit être parfaitement contrôlé pour éviter une production

de fines trop importante, préjudiciable à la qualité de la

séparation magnétique et au retraitement gravimétrique éven-

tuel des concentrés,

- leur faible teneur : pour améliorer cette teneur, il est

possible d'envisager, soit un tablage de la fraction + 100 ym

des concentrés pour éliminer la silice libre entraînée, soit

un "relavage" de la totalité des concentrés par une sépara-

tion magnétique supplémentaire,

- leur faible rendement : il est certain que le surbroyage af-

fecte le rendement de la séparation magnétique, mais

de plus, l'observation à la lampe U.V. des stériles (et des

concentrés) montre la présence de particules fluorescentes

qui pourraient être des grains de scheelite (il n'a pas été

cependant possible de vérifier qu' à la loupe binoculaire

il n'y avait pas une confusion avec la fluorrine). Une ana-

lyse minéralogique des produits de la séparation devrait per-

mettre de lever cette indétermination.

Il faut noter enfin que les conditions de marche de la séparatrice

(fonctionnant cependant en-dessous de sa capacité) n'ont jamais été mo-

difiées (champ : 18 000 gauss, concentration solide de l'alimentation

de 15 à 20 % lorsque le mixte est recyclé). Une optimisation de

ces conditions, ainsi que de la vitesse de rotation du carrousel pour-

raient permettre d'améliorer le rendement de la séparation.

0

000




A N N E X E III

COMPARAISON DES DIFFÉRENTS PROCÉDÉS DE PRÉCONCENTRATIONDU MINERAI DE MONTREDON

(Tarn)

TESTESAU 1er SEPTEMBRE 1980

par





83 SGN 217 MIN


J.O. du 14.09.80


Mars 1983

Réalisation • Département des Arts Graphiques

R E S U M E

La préconcentration du minerai de wolframite de Montredon a été étudiée

en envisageant deux hypothèses :

et

- traitement gravimétrique

- traitement magnétique.

Quatre procédés ont été étudiés :

1 - la séparation magnétique à haute intensité en voie humide

sur un minerai broyé à 1 mm

2 - la séparation magnétique à haute intensité en voie sèche

sur un minerai concassé à 2 mm

3 - la séparation par cyclonage en milieu dense sur une frac-

tion 0,5-10 mm d'un minerai concassé à 10 mm

4 - la séparation par cyclonage en milieu dense sur une frac-

tion 0,3-5 mm d'un minerai concassé à 5 mm.

A 1'issue de ces essais, les méthodes 1 et 4 ont été considérées com-

me les plus satisfaisantes ; elles correspondraient aux bilans suivants :

- Préconcentration S.M.H.I, humide sur minerai broyé à 1 mm :

Préconcentrés magnétiques

Rejets non magnétiques

Tout-venant calculé

p % Poids

5,4

94,6

100,0

p * WO3

61

39

100,0

Teneurs %WO3

(3,39)

(0,12)

(0,30)

- Préconcentration par cyclonage en milieu dense sur minerai - 5 mm :

Préconcentré

Rejets


p % Poids

7,3

92,7

100,0

p * WO3

76,2

23,8

100,0

Teneurs %

3,03

0,07

(0,29)

m • • / •

La concentration par cyclonage en milieu dense sur du 0,3-5 mm est

le procédé qui devrait conduire au meilleur rendement WO3 pour une teneur

du concentré du même ordre que celui obtenu par S.M.H.I. ; il présente en

outre l'avantage d'être moins sensible à l'existence de scheelite.

Il est à noter que le minerai traité, titrant 0,3 % en WO3 contient

environ 6 % de fines < 50 ym, titrant 0,5 % en WO3 contenant donc 10 %

du tungstène du tout-venant, et que l'on peut considérer comme très dif-

ficilement récupérable.

0

000

TABLE DES MATIERES

P a g e sRES u M E

INTRODUCTION 1

1. SEPARATIONS MAGNETIQUES A HAUTE INTENSITE 2

1.1. S.M.H.I. en milieu humide sur minerai concassé à 1 mm 2

1.2. S.M.H. I. à sec sur minerai concassé à 2 m m 4

2. BILANS INDUSTRIELS DES SEPARATIONS GRAVIMETRIQUES EN MILIEUX

DENSES 6

2.1. Sur minerai concassé à 10 mm 6

2.2. Bilan de séparation par cyclonage en milieu dense (frac-

tion 0,3-5 mm) du minerai concassé à 5 m m 8

3. COMPARAISON DES BILANS DES QUATRE METHODES ETUDIEES 11

ADDENDUM n° 1 14

ADDENDUM n° 2 15

ADDENDUM n° 3 14

0

000

INTRODUCTION

La préconcentration du minerai de Montredon a été étudiée à une échel-

le pilote sur des appareils industriels selon trois procédés appliqués à

un minerai titrant 0,3 % en WO3. Ce minerai a été obtenu en mélangeant,

d'une part un lot de 8 tonnes composé de 13 filons des carrières 1 et 2

abattus sélectivement en septembre 1978, d'autre part un-lot de 10 ton-

nes de minerai abattu à la même époque et stocké sur le site de Montredon

après concassage à 25 mm d'octobre 1978 à février 1980. Ces trois procédés

sont :

- la séparation magnétique à haute intensité en voie humide

sur un minerai broyé à 1 mm

- la séparation magnétique à haute intensité à sec sur la

fraction 0,04-2 mm d'un minerai concassé à 2 mm

- la séparation par cyclonage en milieu dense sur une frac-

tion granulométrique 0,5-10 mm d'un minerai concassé à

10 mm.

Les conditions de ces essais n'ayant pas toujours pu être parfaite-

ment optimisées (en particulier broyage à 1 mm avant S.M.H.I. humide) on a

également estimé ce que pourraient être les résultats après optimisation.

En outre, un quatrième procédé de préconcentration a été étudié par

interprétation, selon la méthode de Fournol, des résultats de séparations

granulo-densimétriques effectuées en laboratoire, à l'aide de liqueurs

denses organiques, sur la fraction supérieure à 0,3 mm d'un minerai concas-

sé à 5 mm. Ce minerai provenait d'un composite de la carrière 1 réalisé à

partir de 8 filons abattus sélectivement en septembre 1978 en titrant 0,29

% en WO3.

Le procédé d'extrapolation des résultats de laboratoire aux prévisions

de bilans industriels par la méthode de Fournol est appliqué chez F.C.B.

pour l'établissement des garanties accordées aux clients.

1. SEPARATIONS MAGNETIQUES A HAUTE INTENSITE .

1.1. S.M.H.I. en milieu humide sur minerai concasse à 1 mm .

Essai conduit sur 3,5 tonnes de minerai.

A partir des tableaux n° 4 et 5 de l'annexe II, on peut établir

un bilan moyen de préconcentration par S.M.H.I. avec recyclage des

mixtes.

Composition du minerai concassé à 1 mm.

% WÖ3 : (0,30 %)

refus à 100 ym : 67,5 %

passé à 100 um : 32,5 %

Fraction 0,1-1 mm

MagnétiqueNon magnétique

Fraction < 0,1 mm

MagnétiqueNon magnétique

Tout-venant

Rendements Poids

% T.V.

67,5

• 3,064,5

32,5

2,530,0

.100,0

% Fractiorgranulo-métrique

100,0

4,495,6

100,0

7,992,1-

TeneurWO3%

(0,19)

3,560,039

(0,52)

2,910,347

(0,30)

Rendements métal

% T.V.

43,4

35,08,4

56,6

23,433,2

100,0

% Fractio ngranulo-métrique

100,0

80,719,4

100,0

41,358,7-

Tableau n° 1 Bilan par tranchesgranulome triques de la S.M.H.I.sur minerai concassé à 1 mm .

Préconcentré

Rejets

T.V . calculé

p % Poids

5,5

94,5

100,0

Teneurs % WO3

3,25

0,13

(0,30)

p % WO3

58,4

41,6

100,0

Tableau n° 2 : Bilan global réel de la préconcentration par S.M.K.I,

humide sur minerai broyé à 1 mm .

Si, en optimisant le broyage, on réduit de 5 % la proportion des

fines inférieures à 100 um, la wolframite se concentrant dans les

fines en cours de broyage, on enrichira en WO3 la fraction supérieure

à 100 um qui passera alors de 67,5 à 72 % en poids. Il n'est pas trop

optimiste de considérer que les rendements poids et WD3 de préconcen-

tration resteront les mêmes que ceux vus ci-dessus, soit, sur les

fractions + 100 et - 100 um, respectivement 80,7 et 41,3 % en WO3 et

4,4 et 7,9 % en poids. La figure n° 1 permet alors d'estimer les ren-

dements escomptables sur un minerai inférieur ä 1 mm et ne contenant

que 28 % de fines inférieures à 100 urn, on trouve :

. rendement poids :"» 5,4 %

• rendement VD3 : 61 %.

On peut alors établir le bilan prévisionnel suivant pour une

préconcentration par S.M.H.I, en milieu humide sur un minerai con-

cassé § 1 mm.

PréconcentrésMagnétique

Re j etsNon magnétique

T . V . calculé

p % Poids

5,4

94,6

100,0

Teneurs %W 0 3

(3,39)

(0,12)

(0,30)

p % TO3

61

39

100,0

Tableau n° 3 : Bilan global prévisionnel de la préconcentration S.M.H.I.

humide sur minerai broyé de façon ménagée à 1 mm .

1.2. S.M.H.I. à sec sur minerai concassé à 2 mm .

Essai conduit sur une vingtaine de kg de minerai par FTVES-CAIL-

BABCOCK dans sa station pilote de Fontainebleau - Avon ; les résul-

tats sont extrapolables industriellement car les débits par longueur

de tambour de rotor sont les mêmes en vraie grandeur qu'en pilote.

Le bilan qui peut être établi d'après les documents fournis par

F.C.B. (cf. addendum 1) est le suivant :

Préconcentré+ 0,04 - 2 mm

Rejets+ 0,04 - 2 mm

Rejets - 0,04 mm

Tout-venantcalculé

p % Poids

13,3

77,6/

9 , 1 \ 8 6 > 7

100,0

Teneurs % WO3

1,58

0,05/

0,44^°>09)

(0,29)

p % WO3

72,3

14,1/

1 3 , 6 < 2 7 ' 7

100,0

Tableau n° 4 : Bilan de S.M.H.I. à sec sur minerai - 2 mm .

p Poids + lOOyT.V.

UU 7o

7572

67,

50

25

FIGURE 1

p % Poids du préconcentré

50 58,45 80,7 100 p % WO3 du préconcent.ré

INTERPOLATION GRAPHIQUE DES RESULTATS

D'UNE PRECONCENTRATION SMHI

APRES BROYAGE A 1 mm

(minerai contenant 72 % de + lOOym après broyage)

2. BILANS INDUSTRIELS DES SEPARATIONS GRAVIMETRIQUES EN MILIEUX DENSES .

Bilan expérimental après concassage à 10 mm. Bilan calculé sur la

base de séparations densmétriques de laboratoire après concassage à

5 mm.

2.1. Sur minerai concassé à 10 mm

Plongeant

Flottant

Brut reconstitué

Brut analysé

P %

7,8

92,2

100,0

Teneur%

2,75

0,09

0,30

0,32

n 1métal

72,1

27,9

100,0

résultats lavage

d.c.e"

2,733

I e/2

4,2

d.p.

2,812

******e.p.m

0,066

d .C.e . : densité de coupure équivalente::" d.p. : densité de partage

" " " e .p .m. : écart probable moyen

Tableau n° 5 : Résultat d'un essai pilote effectué chez F.C.B. surminerai 10-0,5 mm.

Cet essai a été fait sur environ 200 kg de minerai. Si l'on

intègre à son bilan celui de la classification à 0,5 mm du mine-

rai concassé à 10 mm (cf. addendum n° 2) on aboutit au bilan glo-

bal suivant :

Préconcentré0,5-10 mm

Rejets 0,5-10 mm

Grenus - 0,5 mm

Fines ( < 50um)

Tout-venant cale.

p % Poids

6,3

74,9

13,2

5,6

100,0

Teneurs % WO3

2,75

0,09

0,45

0,52

(0,32)

p % WO3

52,520,3

18,2

9,0

100,0

Tableau n° 6 : Bilan pondéral de préconcentration par cyclonage densesur minerai - 10 mm.

Sachant que les fines inférieures à 50ym ne pourront pas être

traitées par gravimétrie, on peut les grouper avec les rejets. Par

contre, les grenus - 0,5 mm pourront être traités par tablage : à

cette maille, les porteurs de WD3 sont largement libérés. Dans le but

d'établir un bilan approximatif de la méthode, on a admis que le ta-

blage de ces grenus donnerait des rendements en poids et WO3 proches

de ceux du cyclonage en milieu dense effectué sur un minerai relati-

vement bien libéré : tel le 0,3-5 mm (cf. infra : tableau n° 10).

Cette hypothèse devra être vérifiée ultérieurement par des essais de

tablage.

Fraction 0,5-10 mmPréconcentrés lourdsRejets légers

Fraction grenue - 0,5 mmPréconcentrés lourdsRejets légers

Fines < 50y

T.V. calculé

Rendements Poids

% T.V.

81,26,374,9

13,21.0

12.2

5,6100,0

^Fraction

100,07,892,2

100, o m

92,3d)

100,0

-

TeneursWO3%

(0,29)2,750,09

(0,44)(4,93)(0,07)

0,52

(0,32)

Rendements métal

% T.V.

72,852,520,3

18,215,42,8

9,0

100,0

% Fraction

100,072,127,9

100,084,6d)15,4(1)

100,0

-

(1) paz hypothèse cf. tableau n" 10.

Tableau n° 7

Remarque

Ce bilan peut se présenter ainsi sous forme simplifiée.

Préconcentré

Rejets

Tout-venantcalculé

p % Poids

7,3

92,7

100,0

p % W03

67,9

32,1

100,0

Titre % WO3

(2,98)

(0,11)

(0,32)

Tableau n° 8

8

2.2. Bilan de séparation par cyclonage en milieu dense (fraction 0,3-

5 mm) du minerai concassé à 5 mm .

Comme exposé dans l'introduction, ces essais ont été réalisés

par le département Minéralurgie sur un minerai un peu différent de

celui sur lequel ont été réalisés les trois tests vus précédemment,

mais de titre en WO3 pratiquement identique : 0,3 %.

Le bilan prévisionnel de ce traitement a été établi après es-

sais de laboratoire en liqueurs denses organiques (cf. bilan en

addendum n° 3). Les possibilités industrielles de préconcentration

par gravimétrie ont été calculées en appliquant, à l'aide d'un or-

dinateur, la méthode de Fournol - avec un écart probable de 0,06 -

aux résultats de laboratoire. Si l'on tient compte des fractions

inférieures à 0,3 mm, en y intégrant la fraction des fines vues

en addendum n° 2), on aboutit au bilan suivant :

Préconcentré0,3 - 5 mm

Rejets 0,3-5 mm

Grenus - 0,3 mm

Fines (< 50ym)

Tout-venant cale.

p % Poids

(6,2)

(74,4)

(13,8)

5,6

100,0

Titre % WO3

(2,70)

(0,04)

(0,51)

0,52

(0,29)

p % W03

57,8

11,421,8

9,0

100,0

Tableau n° 9

Comme dans le cas précédent, on peut regrouper les concentrés

et les grenus que l'on suppose tablés d'une part, les rejets et

les fines d'autre part. Le bilan s'établit alors ainsi :

Fraction 0,3-5 mmPréconcentrés lourdsRejets légers

Fraction grenue - 0,3 mmPréconcentrés lourdsRejets légers

Fines < 50u

T.V. calculé

(J.) par hypothèse.

Rendements Poids

% T.V.

80,66,2

74,4

13,81,1

12,7

5,6

1ÛQ,Q

%Fraction

100,07,792,3

100,07,7d)92,3d)

100,0

-

Tableau n° 10

TeneursWO3%

(0,25)2,700,05

(0,46)(4,85)(0,08)

0,52

(0,29-)

Rendements métal

% T.V.

69,257,811,4

21,818,43,4

9,0

100,0

% Fraction

100,084,615,4

100,084,6d)15,4

100,0

-

Remarque :

Ce bilan peut se présenter ainsi sous forme simplifiée.

Préconcentré

Rejets

Tout-venantcalculé

p % Poids

7,3

92,7

100,0

p % WO3

75,2

23,8

100,0

Titre % W03

3,03

0,07

0,29

Tableau n° 11

II est à noter qu'aucun essai de préconcentration n'a été fait

par jig, spirale ou bac et qu'il serait délicat de prévoir les bilans

obtenus à l'aide de ces appareils à partir des résultats de séparation

en liqueurs denses en laboratoires, tels que ceux donnés en addendum

3. En outre, il n'a pas été tenu compte des résultats calculés par

F.C.B. après tamisage à 5 mm des produits préconcentration du minerai

0,5-10 mm traité par cyclonage comme vu au § 2.1. A titre indicatif,

voici le bilan calculé par F.C.B.

10

Produits

Flottant

Plongeant

Brut rec.

O,5-5nn

p % Poids

sur0.5-10

38.63

4,79

43.42

surfraction

88.97

11.03

100,00

TitreWO3 %

0.08

2.24

0.32

WO3

Contenu

7.118

24.707

31.825

p 1 surfraction

22.37

77,63

100,00

5-lOmn

p i Poids

sur0,5-10

53,57

3.01

56,58

surfraction

94.68

5.32

100,00

TitreWO3 X

0,092.56

0,22

W03

Contenu

8,521

13,619

22.140

p % surfraction

38.49

61.51

100.00

Tableau n° 12 : Résultats des essais de lavage prélijninaires,Résultats comparés 0,5-5 et 0,5-10 mm.

Le résultat obtenu sur la fraction 0,5-5 mm est satisfaisant :

p % poids = 11 % - P % TO3 = 77,6 % ; mais cette fraction ne repré-

sente que (43,4 x 0,812) = 35,5 % du tout-venant. Ce résultat est

difficilement extrapolable à ce qui serait obtenu après concassage

de la totalité du produit à 5 mm, concassage qui entraînerait une

importante augmentation de la fraction < 0,5 mm.

11

3. COMPARAISON DES BILANS DES QUATRE METHODES ETUDIEES .

Si pour comparer les 4 méthodes de préconcentration étudiées ci-

dessus, on en reporte les résultats sur une figure où l'on représente p %

WÖ3 du préconcentré=f(p % poids du préconcentré), on aboutit à la figure

n° 2 ; celle-ci établie d'après les tableaux n° 3, 4, 8, 11, montre que

l'hypothèse de traitement 2.1. (séparation en milieu dense sur minerai

concassé à 10 mm) est à rejeter : elle offre, à rendement poids égal,

une moindre récupération en WO3 que la méthode 2.2. Ceci restera vrai

même si le tablage des fractions - 0,5 mm donne un meilleur rendement

en IO3 que le tablage des fractions - 0,3 mm, relativement plus riches

en fines.

Le procédé 1.2. (S.M.H.I. à sec sur minerai concassé à 2 mm) est

également à écarter : c'est celui qui donne le plus faible taux de con-

centration (teneur du préconcentré : 1,6 % en WO3) ; de plus, ce pro-

cédé ne peut traiter un minerai contenant plus de 1 % d'eau, voire moins

en présence d'argiles : il nécessiterait probablement un séchage suivi

d'un dépoussiérage du tout-venant de la carrière avant préconcentration.

Restent en présence deux procédés :

- S.M.H.I. en voie humide sur minerai concassé à 1 mm (1.1.)

Avantages :

. élimine près de 95 % en poids de rejets, d'où station

de concentration de dimensions réduites

. ne nécessite pas de deschlammage préalable et délivre

un produit deschlammé

. élimine la plupart des sulfures.

Inconvénients :

. entraîne la perte de la scheelite

. concassage relativement coûteux.

- Cyclonage en milieu dense sur minerai concassé à 5 mm (2.2.)

Avantages :

. permet de récupérer la scheelite

12

FIGURE 2P WO3préconcentré

80

75

70

65

6010 15 %

Poidspréconc

13

. concassage moins coûteux que celui de la méthode

précédente.

Inconvénients

. nécessite une coupure granulométrique à 0,3 mm et

très probablement un deschlammage de la fraction

inférieure à 0,3 mm avant tabläge

. exige une section de tablage d u < 0 , 3 m m ( 1 0 à 1 5 %

du tout-venant)

Remarques :

En addendum 3, figurent les résultats des essais des séparations

en liqueurs denses ayant permis d'établir le bilan des tableaux n° 9

à 11 sur minerai de la carrière 1. Ce bilan montre qu'avant S.M.H.I.

du broyé à 1 mm, on pourrait procéder à un concassage intermédiaire

à 5 mm et passer sur jig la fraction 5-1 mm. On pourrait récupérer

ainsi un concentré de jiggage représentant environ 1 % du poids et

contenant 45 % du WO3 de la fraction traitée, soit 35 % du tungstène

contenu dans le tout-venant (voir partie encadrée d'un double trait

dans 1'addendum 3). Ce produit titrerait environ 11 % en TO3 et se-

rait directement épuré après broyage ménagé (en broyeur à cylindres

lisses par exemple) sans passer par le broyage à 1 mm en broyeur à

barres avant S.M.H.I.

On peut également envisager (cf. addendum 3, parties encadrées

uniquement d'un tireté) de procéder sur la fraction 5-1 mm à

un jiggage qui donnerait avant broyage à 1 mm :

- un rejet stérile : environ 40 % en poids et contenant

4 à 5 % du tungstène du tout-venant, ce produit titre-

rait moins de 0,03 % WO3

- un mixte : moins de 10 % en poids et contenant 15 %

du tungstène, du tout-venant à concentrer après

broyage

- un concentré : 0,2 % en poids et contenant 32 % du

tungstène du tout-venant (titrant 42 % TO3) à épurer

par tablage.

Il importe de noter que ces estimations sont faites à partir

de séparations "parfaites" réalisées en laboratoire.

14ADDENDUM N° 1

BILAN DU TRAITEMENT S.M.H.I. VOIE SECHE SUR LE 0,5-10 mm BROYE A 2 mm

1 - Broyage à 2 mm et coupure à 40ym du 0-2 mm

< 40 ym

40 ym - 2 mm

2 - S.M.H.I. du 40ym - 2mm

P %

9,190,9

100,0

W03

0,44

0,28

0,294

P x WO3

4,014

24,452

29,456

Produits magnétiques M.l

M. 2

M.3

M. 4

Produits épurés E.4

40 ym - 2 mm reconstitués

" " analyse directe

P %

9,52,35

1,50

1,30

85,35

100,00

W03

2,20

0,27

0,13

0,12

0,05

0,261

0,28

P x WO3

20,9

0,6345

0,195

0,156

4,2675

26,153

3 - Densité sur l'épuré E.4 (coupure à 2,90)

E.4 < 2,9

E.4 > 2,9

Epuré E.4 reconstituéanalyse directe

P %

98,83

1,71

100,00

WO3

0,03

1,26

0,0413

0,05

P x WO3

2,9649

1,4742

4,1393

15

ADDENDUM N° 2

BILANS DE LA CLASSIFICATION A 0,5 mm

APRES CONCASSAGES A 10 et A 20 mm

Après concassage à 20 mm

0,5 - 20 mm

- 0,5 mm grenues

- 0,5 mm fines


Poids %

84,5

9,9

5,6

LO

m

100,0

wo3%

0,30

0,47

0,50

(0.32B)

Répartition

wo3%77,3

14.2/r.

8,5i~

100,0

Après concassage à 10 mm'

0,5 - 10 mm

- 0,5 mm grenues

- 0,5 mm fines


Poids %

81,2

13,2

5,6

CO

CO

100,0

wo3%

0,29

0,45

0,52

(0.324)

Répartition

72,7

18,3

9,0

ro

CM

100,0

TABLEAU 1 :MONTREDON

SEPARATION GRANULO-DENSIMETRIQUE SUR COMPOSITE

CARRIERE 1 CONCASSE A 5 mm

0

0

4

AI

•r- GRI ErES

5-2

2-1

,315-1

,1-0,315

t 0,1

Tv.cale.f-raction

0,10

. T

Poids%

41

22

16

7

11

100

88

.6

.1

.9

,7

,7

.0

.3

.V. fractions

Titreï

0

0

0

0

0

o

o,

.24

.23

,29

,35

52

29

25

W03

Rép.t T.V

34.3

17,9

17,0

9.5

21,3

100,0

78,7

Rép.

43.

22,

21.

12,

-

•

Í

6

6

1

d

Poidst

Lu7

2

31

35

.7

.7

,1

5

7

< 2,64

W03

Titre

0,010

0,016

0,035

0,012

0,012

Rep.J

0

0

0

1,

1,

,5

5

3

3

6

2.64

Poidst

26

6

3

44

50

.3

.8

.5

.9

.0

.< d < 2,

WO3

Titre3!

0

0

0

0

0

0

,023

¿025

,018

,015

,022

,022

66

Rep.J

2.7I

-LPJ0

0

3

4

.5

,2

4

4

2,66

Poids

! 2

1 1

1

1

6

7

%

.8

.6

,3

.1

8

7

< d < 2.

WO3

Tkre

0,

0.

0.

0.

0.

0,

40

23

15

054

26

26

74

Rep.J

5

1

0

0

6

7

,0

.6

.8

.3

.1

.7

2.74

Poids

1

0

0

0

3,

3,

i

,30

,76

,60

,47

13

55

< d < 2,

U03

Tkre

0

0

0

0

0

0

,88

.47

.26

.16

.56

,56

89

Rep.l

5

1

0

0

6

7

.0

,6

.7

.4

.1

.7

2.89

Poids

0

0

0

0

1

1

%

.38

.34

,32

,38

42

62

< d < 3.31

WO3

TUre

2

1

1

1

1

1

,65

.74

.15

,31

.74

,74

Rep.i

4.5¡2,6¡1,7

2,2

8,6

11,0

d

Poids

10

0

0

0

*

.12

.10

.15

,55

.63

> 3.31

WOJ

Thre

48

35

II

13

27

27

,60

,00

770

.10

,64

,64

Rep

25

15

"D8

53

67

„J

.9

.6

.7

.2

.6

1) Répartition par rapport à la fraction > 0,10 rm traitée en liqueur dense

(88, 3 % du T. V. en poids et 78,7 % du WO3)




ANNEXE IV

ÉTUDE DE LA FLOTTATION DES WOLFRAMITES FRANÇAISES (FERBERITE)

BIBLIOGRAPHIE ET ESSAIS D'ORIENTATION DE FLOTTATION

par

P.H. BAJON - G. MERY




83SGN 217 MIN


J.O. du 14.09.80


Mars 1983


RESUME

Les essais de flottation de la wolframite se sont toujours heurtés à

des difficultés d'obtention d'une sélectivité satisfaisante. Pour contri-

buer à la résolution de ces difficultés, la présente étude a été menée en

deux temps :

- D'abord, une étude bibliographique orientée selon deux axes :

. recherche de collecteurs plus sélectifs que les classiques

acides gras.Pour les ferberites (type de wolframite fran-

çaise) , il ne parait pas en avoir été décrit.

. recherche des moyens d'amélioration de la sélectivité des

acides gras par utilisation d'adjuvants : activants ou

déprimants spécifiques. Cette recherche a été menée en

s'attachant particulièrement aux procédés applicables aux

minerais présentant les particularités des wolframites du

Massif Central. Une attention particulière a été portée à

l'incidence des fines particules.

- Ensuite, des essais de laboratoire conduits sur la wolframite de Montredon,

minerai dont la flottation a été jusqu'alors peu étudiée et dont la remi-

se en exploitation est envisagée.

Vu la nature (ferberite) de ce minerai, seuls les collecteurs acides

gras ont été essayés : d'abord ceux ayant donné des résultats positifs avec

le minerai des Montmins (également une ferberite), ensuite quelques nou-

veaux réactifs introduits récemment sur le marché.

Ces essais ont été complétés par une étude de l'influence de la dis-

persion et de 1'élimination des fines. Sans optimisation, ils ont permis

de conclure que sur un minerai inférieur à 100 microns, présentant plus de

50 % d'inférieurs à 32 microns, titrant 0,34 % en WO3, on pouvait obtenir

par flottation par un acide gras,un préconcentré titrant plus de 10 %

en WOj avec une récupération supérieure à 50 %. La nature et la concentra-

tion du dispersant des fines utilisées est un des éléments critiques du

procédé.

0

000

TABLE DES MATIERES

P a g e s

RESUME

1. ETUDE BIBLIOGRAPHIQUE DE LA FLOTTATION DE LA WOLFRAMITE 1

1.1. Etude des collecteurs autres que les acides gras 2

1.2. Etude des acides gras et de leurs sels 4

1.3. Généralités sur la flottation des fines particules 9

2. ESSAIS DE FLOTTATION DE LA WOLFRAMITE 10

2.1. Carácterisation du minerai utilisé pour les essais deflottation 10

2.2. Essais d'orientation aux acides gras classiques 11

2.3. Essais de nouveaux collecteurs de flottation 13

2.4. Flottation après dispersion et/ou élimination des Schlamms 20

CONCLUSIONS 40

LISTE DES REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES 41

0

000

1. ETUDE BIBLIOGRAPHIQUE DE LA FLOTTATION DE LA WOLFRAMITE .

Cet aspect du traitement du tungstène n'a fait l'objet que de très

peu de publications.

La banque des données "Chemical Abstract" interrogée sur ce sujet

ne laisse apparaître, entre 1965 et 1980, que 12 références d'articles

traitant de la question. Sur ces 12 articles, il n'a été possible, entre

septembre 1980 et mai 1981, de ne s'en procurer que six (voir addendum,

références 1 à 6). Cette étude a été complétée par l'exploitation de

quelques communications n'ayant pas été objet de larges publications :

thèses, brevets, publications chinoises récentes, documents jusqu'alors

confidentiels mis à notre disposition par la Société Penarroya et dont

nous la remercions. Tous les travaux étudiés font état des difficultés

particulières que présente la flottation des fines particules de wol-

framite, c'est pourquoi, en fin d'étude, nous avons apporté une atten-

tion particulière à la flottation des fines en général (19 et 20).

Les collecteurs classiques de la wolframite sont des collecteurs

oxhydriles anioniques, très généralement des acides gras insaturês. Ces

collecteurs présentent deux inconvénients : ils sont peu sélectifs et

insolubles dans l'eau. Pour améliorer leur sélectivité, on les emploie

conjointement à des modificateurs spécifiques - activants de flottation

de la wolframite ou déprimants de la gangue ; pour provoquer leur solu-

bilité, on les saponifie ou on leur ajoute un émulsifiant.

Néanmoins, surtout en présence de limonite, tourmaline (13) et

généralement de schlamms, les sels d'acides gras ne donnent guère satis-

faction. C'est pourquoi, avant de considérer leur utilisation, les pos-

sibilités d'utilisation d'autres réactifs ont été envisagées.

aux A.é^éA.enceó bAhZA.OQHa.phL-cJjtZ2J> en addendum.

1.1. Etude des collecteurs autres que les acides gras .

Les Soviétiques (3) (7) utilisent l'acide hydroxamique (réac-

tif IM-50) associé ou non à un collecteur apolaire (huile de trans-*

formateur) pour flotter sélectivement l'hübnerite (Mn MD4), mais ils

doivent auparavant éliminer les fines inférieures à 15 ou 20 microns ;

les résultats obtenus sont honorables. Une étude a été conduite en

1971 sur la wolframite des Montmins (18f), afin de comparer les per-

formances de ce réactif IM-50 (13 % d'acide gras - 76 % d'acide hy-

droxamique - 1 1 % d'esters) saponifié et celles d'une emulsion d'a-

cide oléique - gas oil. Avec ou sans déprimant de la gangue (fluo-

silicate) les résultats obtenus avec un hydroxamate sont inférieurs

à ceux obtenus avec un oléate. L'apparente discordance entre ces

résultats peut s'expliquer par le fait qu'en présence de savons d'aci-

des gras à pH alcalin, la flottabilité des minéraux noirs du tungs-

tène est par ordre décroissant : hübnerite, wolframite (Fe Mn WO4),

ferbérite (Fe WO4) (4) et (12).

En partant de ces considérations, ABEIDU (4) propose d'augmen-

ter la fréquence relative des sites Mn. de la wolframite par disso-

lution du fer à l'aide de l'acide fluorhydrique pour, après rinçage,

flotter la wolframite aux acides gras à pH 4-5. Ce même auteur écrit

par ailleurs (5) que plus la teneur en fer d'une wolframite est éle-

vée, mieux elle flotte aux alkylsufates à pH 2. Il convient de noter

que les travaux d'ABEIDU ont été conduits sur des minéraux purs. Dans

le cas des minerais réels, la présence de schlamms argileux condamne

la flottation en milieu acide, car il s'y produit une floculation

empêchant toute sélectivité ; néanmoins, MITCHELL, cité par de MEYER

(14) prétend qu'en pH acide, la floculation d'argile n'est pas gênan-

te à l'ébauchage et que l'on améliore la récupération de la ferberi-

te dont la dépression est contrecarrée par l'introduction de sulfate

de manganèse ; les relavages se font en pH alcalin. Les laboratoires

Minerais et Métaux (18b) ont essayé d'activer la ferbérite des Mont-

mins par le sulfate de manganèse, en vain, par contre les mousses

ont été contaminées en Mn ; ces laboratoires ont également essayé

la flottation en pH acide par le dodecylphosphate ; en dépit de bons

résultats en tube Hallimond sur minerai pur, les résultats en cellu-

le de laboratoire sur minerai réel ont été décevants : le pH est ins-

table, les argiles floculent.

Il est probable que les mêmes minéraux se comportent de façon

différente selon leur origine. Ceci a d'ailleurs été constaté par

HOUOT (8) : lorsqu'il a tenté de classer les différents savons

selon leurs actions sur les potentiels électro-cinétiques des mi-

néraux, il a constaté que l'ordre établi pour la wolframite des

Montmins n'est pas immuable. Contrairement à ce qu'avancent MITCHELL

et ABEIDU, HOUOT (1) constate que le sulfate de manganèse détériore

plutôt les résultats de la flottâtion, mais permet de travailler

dans une plage de pH plus large ; il rejoint donc les conclusions

de Minerais et Métaux qui étudiait également la wolframite des

Montmins. Par contre, sur d'autres minerais, LI BAIDAN (9) trouve

que les ions Fe3+, Pb2+, Cu2+, Mn 2 + peuvent parfois activer la wol-

framite de YAO GANG XIAN après s'y être fixés par chimisorption

sous forme hydrolysée. K.C. LI (12) réussit à flotter une ferberite

du Colorado par l'acide oléique en milieu faiblement acide après

addition de sulfate de manganèse (pour réduire sa dépression).

De MEYER (14) note que les collecteurs amphotères n'ont pas vu

leur usage se développer, essentiellement faute de pouvoir être mis

en solution aqueuse ; les essais de flottation de ferberite du

Rwanda (50/200 ym) se sont soldés par des échecs avec les réactifs

suivants :

. sulfonates de pétrole (avec ou sans Mn SO4)(y com-

pris le Cyanamid 825)

. différents polymères de l'acide citrique (Citrex 2,

7, 20)

. Laurylamine (Noram C en C12 et C14) sauf à pH 5 très

précisément ajusté,

. sulfate de Lauryle et de magnésium, sauf à pH 11

très précisément ajusté : le quartz flotte alors

avec la ferberite

. sulfate sodique de dodecylbenzène•

Si l'on ajoute à ces réactifs les hydroxamates, alkylsulfates

dodecylphosphates qui n'ont pas réussi à flotter la wolframite des

Montmins, force est de reconnaître que hors les acides gras et leurs

sels, peu de collecteurs peuvent à ce jour, être considérés comme

capables de flotter la wolframite . Pourtant, il est à noter que

Ve. type. iexbexAAz, telle, qu'on ¿a txouve. gínéAolemznt endam, le. Mai&lfi Central.

LI BAIDAN et Col. (10) sur la wolframite de YAO GANG XIAN (HUNAN),

en présence d'huile de pin, flotte la wolframite à l'aide de col-

lecteurs anioniques : acide toluene-arsonique (ortho-para) ou acide

benzyl arsinique, collecteurs faibles, coûteux, dont la consomma-

tion peut être réduite (de 800 à 500 g/t) par adjonction d'un col-

lecteur auxiliaire, le médialan (acide gras de l'huile de coco).

La wolframite est activée par le nitrate de plomb ou le sulfate de

fer ferreux et la gangue déprimée par 1'húmate ou le silicate de

sodium. A partir de fines désulfurées titrant 4,6 % en WO3, est ob-

tenu après 5 relavages un concentré titrant 17,5 % avec un rende-

ment en métal de 80 % ; les rejets titrent 0,11 %. Le tout-venant

présente 80 % de passant à 75 microns et 40 % à 20 microns.

Cette méthode n'est pourtant pas utilisée à Xiandong (HUNAN),

la principale mine chinoise de tungstène, les fines y sont traitées

par tables à secousses puis hydrométallurgie (11).

N.N. KUROVA et E.N. VISHNEVSKII (6) envisagent industriellement

de traiter des rejets de laverie - titrant 0,07 % en WO3 sous forme

de wolframite libérée, deschlammés par cyclonage à 10 ym - par table

basculante dont les lourds sont enrichis par flottation des sulfures

puis par séparations magnétiques à basse et haute intensité. On ob-

tient un concentré à 60 % WO3 avec un rendement de 52 %.

1.2. Etude des acides gras et de leurs sels .

1.2.1. Etude des collecteurs .

Tous les travaux sur ce sujet ont été faits sur des minerais

plus ou moins deschlammés.

HOUOT (1,8) a étudié les réactifs suivants : oléate, linoléa-

te, linolénate, Néo-Fat 42-12 (tall oil"), Aéroflat 765 (acides

oléique, linolénique, un peu d'acide rosinique et un émulsifiant),

huile AJ (sous-produit de transformation de l'huile de baleine :

essentiellement acides linoléique et linolénique).

TcJUL oiZ : mélange, d'CLCÁÁCA QHJCLA ¿atuAíí, : palmctique., ¿tia/Uqazet ¿n&aXunU : oltiqaz, LLnot&Lquz, ¿¿nollnlquz, pùxA dz l ' À d

U en pfwpontÁjovu, vaA¿a.b¿ej>.

Pour tous ces collecteurs, la valeur absolue maximale du poten-

tiel électrocinétique (négatif) se situe à des pH compris entre 7

et 8 ; cette valeur varie en présence de certains éléments mineurs

(Cu - Mn). C'est avec le linoléate que les variations de pH sont

les moins critiques. Un taux de neutralisation de 70 % - soit 10 %

en soude du poids d'acide gras - et une concentration de l'ordre de

0,1 g/1 donnent les meilleurs résultats. Les oxydes de fer (aux

Montmins) sont un poison de la flottation. Le taux d'adsorption du

collecteur sur la wolframite est inférieur à ce qu'il est sur la

gangue (surtout si celle-ci est calcique) par contre, la cinétique

d'adsorption est plus rapide : le choix de la durée de conditionne-

ment est donc primordial. Les relavages sont délicats pour deux rai-

sons principales : dilution des mousses et difficulté de dépression

sélective des feldspaths, aggravée par la présence de Schlamms.

DE MEYER (14) flotte sélectivement la ferberite en présence de

quartz à l'aide d'un mélange d'acides oléique et linolénique (Neofat

D142) ou d'autres mélanges d'acides gras (Cyanamid 708) avec ou sans

aminé (ARMAC 16) à pH 5 ; les résultats varient selon l'origine de

la ferberite utilisée.

1.2.2. Dépression ou désactivation des minéraux de gangue .

D'après CLEMENT et col. (2) pour les fractions fines inférieures

à 10 ym, se traitant mal, l'addition de silicate de sodium permet

d'augmenter les récupérations en présence d'acide oléique ; l'opti-

mum se trouve aux environs des concentrations de 100 g/t de silicate

pour 1 500 g/t d'acide (floculation sélective de la wolframite après

dispersion du quartz ?).

V. PETROWITCH (15) propose d'abaisser l'état de valence des

surfaces minérales oxydées par action d'un cyanure double de métal

alcalin K2M(CN)3 - avec M = Mn - Fe - Ni. Le minéral fixerait alors

mieux les collecteurs comportant des carbones insaturés (groupements

oléfines ou acétylènes). Ce procédé a donné satisfaction avec de la

scheelite.

E.W.J. THORTON (16) propose un procédé d'ébauchage permettant

d'obtenir un concentré à traiter par hydrominéralurgie à partir de

minerai deschlammé à 8 vm ; ce procédé préconise :

Eviter d'introduire du fer au broyage (broyage autogène ?),

conditionner la pulpe concentrée, avec aération, par : soit de l'a-

cide fluorhydrique (1 à 2 kg/t), soit de l'acide fluosilicique, soit

de l'acide lactique. Reconditionner longuement (20 à 180 min) la pulpe

aux acides gras, éventuellement des émulsifiants des. acides ou des es-

ters phosphoriques à pH compris entre 5,5 et 6,5 - quartz, tourmali-

ne, fluorine, chlorites, oxydes de fer sont séparés de la wolframite.

Les résultats suivants ont été obtenus en appliquant ces principes:

Un minerai titrant 0,4 I WO3 permet d'obtenir un concentré à 33,4 %

WÖ3, le rendement n'est pas précisé. Avec un minerai à 0,52 % WÖ3,

on obtient un concentré à 15 % WO3 avec un rendement voisin de 75 %.

Ce procédé semble complexe pour n'aboutir qu'à un préconcentré, il

présente néanmoins l'avantage d'éliminer la tourmaline et les oxydes

de fer qui sont très gênants lors de la flottation de la wolframite

(13).

D'autres procédés de dépression de minéraux de la gangue ont

été proposés : carbonates et fluorine sont déprimés par une combinai-

son métal-silicate de sodium (Cu SO4 + Na2 SÍO3 par exemple) tandis

que le mica est déprimé par l'amidon ou l'acide lactique (13). On

peut déprimer sélectivement cassitérite et fluorite en y fixant sé-

lectivement des anions hexametaphosphates Na4PgOig à pH 3-5 (5).

On peut collecter la cassitérite à pH 6-9 par le sodium dodecylphos-

phate : wolframite et fluorite sont peu collectées (5). En milieu

acide, les acides lactique ou formique dépriment 1'apatite, le chro-

mate de potassium déprime la silice (12).

1.2.3. Etude des wolframites françaises .

En ce qui concerne les wolframites françaises et en particulier

celles des Montmins, on doit retenir les observations suivantes :

G. BARBERY (17)note que le mélange acide oléique émulsifié + fuel oil

oil (en présence de silicate de sodium) permet seul sur un minerai in-

férieur à 100 pm titrant 0,23 % IO3, d'obtenir un concentré à 3 %

en TO3 avec un rendement de 88 %. D'autres essais, moins bons,

avaient été réalisés, soit avec un sulfonate de pétrole à pH 2,9

après flottâtion de la silice aux amines en milieu sulfurique, soit

avec du médialan, puis deschlamraage du concentré après dispersion

au silicate de sodium.

La Société MINEMET a fait de nombreux travaux sur les minerais

des Montmins durant leur exploitation au cours des années 1960. A

l'issue de ceux-ci, on peut considérer comme étant sans intérêts

les collecteurs suivants : Noramac SH (aminé en CI8 issue d'un suif

hydrogéné), savon d'acide abietique, d'acide dodecylphosphorique

(18c). Les collecteurs ayant donné les meilleurs résultats sont

tous dérivés d'acides gras, à savoir, par ordre décroissant d'effi-

cacité : Pamak (1) , les huiles de soja, de poisson - saponifiées

ä 95 % à raison de 1 poids d'acide pour 10 de soude - l'huile Trios

(extraite de pépins de raisins), l'acide linoléique, la Safacid 20-

22 (18d).

Les travaux de Minerais et Métaux permettent aussi de dégager

les observations suivantes :

. (18a) : sur un minerai de 160-40 microns, lors d'une

flottation aux acides gras, le temps de conditionne-

ment optimal est proche de 15 minutes. Si la dimension

des grains augmente, la durée de conditionnement doit

augmenter ; les oxydes de fer montent avec les concen-

trés, mais s'éliminent aux relavages. Sur un minerai

deschlammé par cyclonage (élimination du quartz - d :

2,63 à 12 um et de la wolframite d : 6,5 à 6 ym) la

fraction qui flotte le mieux est celle inférieure à

63 ym. Les schlamms non éliminés flottent et restent

dans les concentrés.

. (18b) : concentrations de pulpe préconisée : 70 % au

conditionnement, 20 % à la flottation (sur minerai

deschlammé à 10 ym).

VnoduJjt Hozck&t, W,W, m&thyl, aceXato., aZquZlcwwde. iodlque..

VnodvJct HeAculu comprenant 53 % d'acide, oltiquz, 43 % c£''ac¿d&LLnoZ.éU.qu.e., 2 % d'acides ÁJÜ>OJJÜJX.QJ¡, 2 % d'¿ni>apon¿ú¿a.b¿eÁ.

8

L'augmentation de la température de flottation favori-

se la récupération de la wolframite, I'activation par

le sulfate de manganèse est un échec avec les acides

gras qui sont les collecteurs donnant les meilleurs

résultats ; résultats qui deviennent toutefois tou-

jours médiocres sur des minerais non deschlammés.

(18c) : l'huile AJ (acides linoléique et linolénique)

saponifiée à pH 7-9 (optimum) donne aux relavages un

enrichissement lent nécessitant de nombreuses flotta-

tions ; à pH acide, les relavages sont plus efficaces,

mais les rendements chutent beaucoup. Il est noté que

l'action des collecteurs est fugace, ce qui confirme

les dires de K.C. LI (12) qui recommande de les intro-

duire peu à peu, voiied'y ajouter parfois un peu de

crésylol pour améliorer leurs propriétés moussantes .

L'acide lactique, l'EDTA, les sels de fer, de manganè-

se additionnés de silicates sont, pour la gangue, des

déprimants sans intérêt. Le sulfure de sodium déprime

le wolfram, mais pas la gangue, peut-être pourrait-il

permettre d'effectuer une flottation inverse après ad-

dition d'un colloïde. L'utilisation de chaux entraîne

une floculation empêchant toute flottation.

Les courbes teneurs = f (récupération) aux relavages

s'améliorent si la concentration en acide gras dépasse

250 g/t et celle en silicate 3 kg/t. Les tentatives de

désorption de collecteurs par le silicate ou le sulfure

de sodium ne donnent aucun résultat ; ceux obtenus avec

l'acide sulfurique, même à chaud, sont décevants. Seule

réussit la calcination 20 minutes à 500° C, traitement

après lequel la wolframite ne fixe plus de collecteur.

(18e) : l'huile AJ et le Pamak 1 ont fait l'objet d'es-

sais complémentaires : le pH optimal de flottation

pour ces 2 collecteurs est 8-8,5. Silicate de sodium et

acide lactique, utilisés séparément, ont un effet né-

faste : mélangés (500 g/t + 500 g/t), ils permettent

d'améliorer un peu les rendements. La variation de vi-

tesse de rotation de la turbine - donc, dans une cel-

Iule Minemet, de l'aération - ne joue guère de rôle.

Sur un minerai inférieur à 100 ym, deschlammé, le

collecteur de flottation-qui a donné les meilleurs

résultats est un mélange êquipondéral de Trios et

gas oil à 1 500 g/t conditionné 30 minutes, après

conditionnement préalable de la pulpe à 60 % de soli-

de par 1 000 à 1 500 g/t de silicate de sodium.

1.3. Généralités sur la flottation des fines particules .

Un moussant qui donne des mousses chargées en eau est nuisible

à une bonne sélectivité, cette charge en eau augmente avec la pré-

sence de schlamms et la nature de ceux-ci. Pour les schlamms marneux,

les moussants les moins sensibles et entraînant le moins de fines,

sont à pH 7 : xylenol, pentanol, alcool laurique et teepol (ce der-

nier donne des mousses très persistantes). L'acide oléique entraîne

beaucoup de fines, il en est de même pour les polyphosphates et les

silicates, ces deux réactifs ayant tendance à provoquer la formation

de gros ions complexes. Toutes ces considérations sont à prendre avec

beaucoup de réserves car, au moins autant que leur nature, le degré

de pureté des produits et de l'eau utilisés sont déterminants : les

pouvoirs moussants sont généralement accrus en présence de sels miné-

raux (19).

En règle générale, il faut retenir que les mousses doivent être

aussi sèchesque possible pour ne pas trop entraîner de fines (20).

Aucune étude ne semble avoir été faite en présence de schlamms

argileux ou limoniteux. La floculation sélective par des sels métal-

liques ou des floculants organiques à haut poids moléculaire est une

technique qui commence seulement à être étudiée.

10

2. ESSAIS DE FUOTTATION DE LA WOLFRAMITE .

Il a été vu, au cours de l'étude bibliographique,que de nombreux

essais avaient été faits sur la wolframite des Montmins. Il est donc ap-

paru préférable au cours de cette étude d'orienter les travaux sur la

wolframite de Montredon, gisement dont le développement est en cours.

Une étude minéralogique sommaire,effectuée sur section polie d'un

concentré de Montredon obtenu par liqueurs denses, a permis de constater

que ce minerai est une wolframite plutôt ferrifère, donc relativement

pauvre en manganèse, elle est donc proche de celle des Montmins dont un

échantillon de concentré de l'ancienne exploitation titrait 69,25 % TO3 -

18 % FeO - 5,62 % MnO (cité par G. BARBERY référence 17 - addendum). Com-

me vu dans l'étude bibliographique, ce type de wolframite, proche de la

ferberite, est le plus difficile à flotter : seuls les collecteurs de la

famille des acides gras donnent quelques résultats.

L'étude de la flottation de la wolframite de Montredon s'est donc

pratiquement limitée à l'étude de la flottation aux acides gras ; les

essais étant effectués sur des produits riches en Schlamms - argilo-

ferrugineux - les pH de flottation acides ont été évités afin de ne pas

floculer ces schlamms ; quelques réactifs commerciaux introduits récem-

ment sur le marché ont été également essayés.

2.1. Caractérisation du minerai utilisé pour les essais de flottation .

La composition chimique du minerai utilisé est la suivante :

SÍO2

A12O3

Fe2O3

FeO

TÍO2

MnO

CaO

88,80 %

4,76 %

0,30 %

2,60 %

0,19 %

0,08 %

• 0,22 %

MgONa2O

K20

P2O5

H2O~

H2O+

: 0,57 %

: 0,41 %

• 1 , 1 0 %

: 0,10 %

: 0,35 %

0,85 %

: 0,33 %

Eléments dosés en traces : S : 200 g/t - Cu : 52 g/t

Zn : 200 g/t - Bi : 45 g/t - As : 600 g/t .

11

- Distribution granulome trique :

+ 125 m 1,4 I

100 - 125 ym 2,8 %

8 0 - 1 0 0 ym 10,2 %

63 - 80 ym 9,9 %

50 - 63 ym 10,4 %

40 - 50 ym 5,6 %

32 - 40 ym 7,8 *

20 - 32 ym 12,3 %

- 20 ym 39,6 %

Ce minerai provient des travaux effectués en septembre 1978, en

carrière à Montredon ; il se compose de wolframite présente dans des

filons de quartz aux épontes desquels se trouvent des schistes mi-

cacés (muscovite) plus ou moins ferrugineux ; les filons de quartz

présentent des fissures remplies d'argile ferrugineuse.

2.2. Essais d'orientation aux acides gras classiques .

Cinq essais d'orientation ont été faits selon le schéma sui-

vant :

Quantité de minerai traitée : 1 kg en cellule Denver de 2 litres

Ebauchage

Conditionnement 5 min avec ajustement du pH à 7,5

par NaOH

Flottation 5 minutes

mousses traitées en cellules rejets - ëpuisage - condit.de 1 litre, pH réajusté à 7,5 5 min à pH 7,5 par NaOHpar NaOH, un relavage 3 à 4 min flottation 5 min (ou moins)

/ N / ^mousses rejets mousses rejetsconentré mixte concentré d'épuisage stériles

12

Les fonnules de flottation utilisées au cours de ces essais

sont les suivantes :

Essai 1 collecteur

Essai 2 collecteur

Essai 3 collecteur

Essai 4 collecteur

acide olêique

acide linoléique

aéropromoter 765

ac. oléique 30 %+ oléate de Na 70

Essai 5 collecteur : oléate de Na

1500 g/t à l'êbauch. + 1000 g/t à l'ëpuis.

1500 g/t à l'êbauch. + 1000 g/t à l'épuis.




Après addition de 50 à 80 g/t de soude aux ébauchages et épui-

sages et de 20 à 35 g/t aux relavages - pour les essais 1 - 2 - 3.

Les pH mesurés en fin de flottation furent :

EssaiEssai

Essai

Essai

Essai

12

3

4

5

: ebauchage: ebauchage

: ebauchage

: ebauchage

: ebauchage

: 7,1 - epuisage: 7,4 - epuisage

: 7,2 - epuisage

: 7,6 - epuisage

: 7,7 - epuisage

: 7,1 - relavage: 7,2 - relavage

: 7,2 - relavage

: 7,9 - relavage

: 7,4 - relavage

: 7,5: 7,3

: 7,5

: 7,4

: 7,5 (aprèsaddition 150g/t

NaOH)

Les bilans ce ces cinq essais figurent au tableau n° 1.

Les résultats de ce tableau ont permis de tracer la figure

n° 1 sur laquelle sont représentées, pour chaque essai, les courbes

donnant rendement TO3 = f (rendement poids) .

?n.oduuüt Cyanamid {a.cJJ.22, olo.lqwL + tinoltiquz +de¿ mou¿>i>u> tn.è.6 abondantes <¿t txu> tenancy au

donna

Solon la fiofimute. pnlaonÁAtLo. pax. H0U0T [Jié.£&ience. I, addendum).

13

Ces courbes ne sont pas à proprement parler des courbes de re-

lavage - sauf en ce qui concerne leur deux points donnant les plus

faibles rendements - en effet, le point situé à l'extrémité la plus

élevée d'une courbe est obtenu en intégrant au concentré d'ébaucha-

ge les produits recueillis dans le concentré d'épuisage.

L'examen de la figure n° 1 et du tableau n° 1 montre que les

meilleurs résultats sont obtenus aux essais n° 4 et 5 (en présence

d'oléate de sodium) : on obtient un facteur d'enrichissement de

l'ordre de 20 avec un rendement en tungstène de l'ordre de 45 %.

Seul, l'essai n° 3 permet de consentir des pertes dans les rejets

inférieures à 20 % en IO3, mais le poids de ces rejets est relative-

ment faible (moins de 75 % du tout-venant au lieu de 85 % dans les

autres cas) : ceci est probablement dû à la présence d'émulsifiant

dans le collecteur Aerofloat 765 utilisé : à l'épuisage (après ajout

de collecteur) on obtient des mousses dures, chargées en fines don-

nant un concentré d'épuisage de poids élevé et de faible teneur en

tungstène. La comparaison des essais n° 1 et 2 ne permet guère de

privilégier l'acide linoléique par rapport à l'acide oléique.

2.3. Essais de nouveaux collecteurs de flottation .

Ces essais ont eu pour but de tester de nouveaux dérivés d'acides

gras. Certains (essais n° 8 - 9 - 10) ont été faits sur des collec-

teurs dont les propriétés - à l'issue de l'étude bibliographique -

apparaissaient contradictoires.

Six essais ont été réalisés selon le schéma des essais d'orien-

tation exposé au début du paragraphe 2.2, à ceci près que les durées

de conditionnement ont été portées de 5 à 10 minutes. Les formules

de flottation utilisées au cours de ces essais ont été les suivan-

tes :

::

E¿>¿&¿ 6 : collecteur = Akypomine Al : 500 g/t à l'êbauchage.

500 g/t à l'épuisage conduits à pH 10 (contrôlé par de la soude)

pendant 5 minutes. Relavage à pH 10, durée 3 minutes.

PtiodiuX Chemy, c 'u>t an mzJLange. dy CJÚÁHÁ Q>UL¿> aaxqazÍÁ ont ztt

d QH.ou.pu> rnithylz et b l

Concentres

Mixtes

C . épuisage

Stérile

T . V . Calculé

Poids

1,6

6,9

6,2

85,3

100,0

Essai 1

IO3

Titre %

6,15

0,81

1,35

0,113

0,33

Rép. %

29,5

16,7

25,0

28,8

100,0

Essai 2

Poids

3,0

5,3

8,3

83,4

100,0

W03

Titre %

4,14

0,59

1,05

0,100

0,33

Rép. %

38,1

9,6

26,7

25,6

100,0

Poids

3,9

8,0

14,4

73,7

100,0

Essai l

WO;

Titre %

4,14

0,46

0,47

0,086

0,33

5

Rép. %

49,1

11,2

20,4

19,3

100,0

Poids

2,1

5,2

5,4

87,3

100,0

Essai i

Wh

Titre%

7,06

0,64

1,06

0,113

0,34

•

Rép. %

44,0

9,9

16,9

29,2

100,0

Poids

2,5

5,8

5,3

86,4

100,0

Essai í

TO3

Titre %

6,30

0,46

1,05

0,112

0,34

Rép. %

46,6

7,9

16,8

28,7

100,0

Tableau n° 1 : Bilans des essais d'orientation (n° 1 à 5) .

>

lili

i

! i; i : 1

!

till

A!Í:j

its

111íil!il!

III

irr; r'Ai;ii pr: i:Anr,iiN

16

E&ÁCÚ. ? : collecteur = Akypomine Al : 500 g/t + acide oléique 150

g/t, à 1'êbauchage et a 1' épuisage.

Toutes autres conditions semblables à celles de l'essai 6.

E¿¿a¿ S : collecteur : HOE F 2708" : 500 g/t à 1'êbauchage ( à pH

7) et 500 g/t à l'épuisage (à pH 10). Durées des flottâtions sembla-

bles à celles de l'essai 6. Il est à noter que, vu l'abondance et

la dureté des mousses obtenues à 1'êbauchage - à pH 7 - le relavage

de celles-ci a dû être fait en cellule de 2 litres et non pas d'un

litre comme d'habitude. Les mousses obtenues à 1'épuisage, à pH 10,

après addition de 500 g/t supplémentaires de collecteur étaient en-

core plus dures que celles d'êbauchage.

9 : collecteur : Catafloat C81 utilisé à l'êbauchage et à

l'épuisage à la concentration de 100 g/t (conditionnement : 2 minutes)

après dispersions préalables des schlamms par 1 kg/t de fluosilicate

de sodium conditionné 10 minutes - êbauchage : durée 5 minutes à pH

6,3 - épuisage 5 minutes à pH 5 - relavage 5 min à pK 7 : ces pH sont

"naturels" après addition du fluosilicate et du Catafloat.

E¿¿&¿ 10 : collecteur : Beycostat 706'"";* 2000 g/t à l'êbauchage -

1 000 g/t à l'épuisage conditionné dans les 2 cas, 10 minutes à pH

4 contrôlé par addition d'acide sulfurique. En fin de flottation

[9 minutes à 1' êbauchage, 7 à 1'épuisage, 3 au relavage) les pH

étaient compris entre 4,8 et 4,5.

E&àtu. H : collecteur : Tall oil : 2 000 g/t à 1'êbauchage -

1 000 g/t à l'épuisage, conditionné dans les 2 cas 10 minutes à pH

8 contrôlé par la soude, durées des 3 flottations : 5 minutes - pH

finaux compris entre 7,9 et 7,6.

Les résultats de ces essais sont présentés au tableau n° 2.

U Hotck&t, à habt d'hydfioxamate. de. ¿odùwn.

VnodvJjt ?¿eM.e.6¿££e.-Auby ; c'aóí un mélange, d'uttfi-amûie. eX d' alkylamine.

GeMand : Vodzcylpkoiphate. non e¿koxyll (en C7 3).

Mtlange. d'cic¿de¿ gKa¿> ¿cutusiti, [paùnùLLqut, q){o¿z¿qii£, ZÁno¿t¿qaz, JUnoZ&niqiJLZ) en pKopoKtlom non connues.

17

Concentrés

Mixtes

C. épuisage

Stérile

T.V. Calculé

Concentrés

Mixtes

C. épuisage

Stérile

T.V. Calculé

Poids

0

2

6

90

100

,9

,0

,8

,3

,0

Poids

1

6

8

83

100

*

,8

,9

,0

,3

,0

Essai 6

WD

Titre%

9

0

1

0

0

,83

,98

,63

,121

,33

Essai Ç

M

Titre %

0

0

0

0

0

,446

,391

,420

,308

,33

3

Rép. %

27,0

6,0

33,7

33,3

100,0

)

>3

Rép. %

2,5

8,3

10,3

78,9

100,0

Poids

1,

2,

9,

86,

100,

0

7

6

7

0

Poids*

5,

14,

14,

65,

100,

6

5

9

0

0

Essai 7

TO3

Titre %

10,74

2,17

0,64

0,110

0,32

Essai

Rëp.l

33,3

18,2

19,0

29,5

100,0

0

TO3

Titre %

1,00

0,63

0,73

0,100

0,32

Rép. %

17,5

28,4

33,9

20,2

100,0

Poids*

8

26

13

51

100

,2

,8

,2

,8

,0

Poids

3

6

8

82

100

,2

»6

,2

,0

,0

Essai 8

WÖ3

Titre\

1

0

0

0

0

,55

,371

,391

,103

,33

Essai 1

Rép. %

38,3

30,0

15,6

16,1

100,0

1

WO3

Titre \

5

0

0

0

0

,28

,59

,467

,095

,32

Rép. %

52,2

12,0

11,8

24,0

100,0

Tableau n° 2 : Bilans des essais de nouveaux collecteurs (n° 6 à 11)

Les résultats de ces essais ont permis de tracer la figure n° 2.

ffl

A

ñ

I!

I

H

iff

IÜ

ii;

' f ;v

n

lil

i

!l

¡1Í

rtr

tli

H- î

I 1i i

i

•t

ÏÉLES PAPIERS CANSÓN _ FRANC17

19

Les résultats du tableau nc 2 et sa comparaison avec le tableau

n° 1 montrent que :

E¿>¿CUA 6 <¿t 7 : l'Akypomine est un bon collecteur de la wolframite

qui permet d'obtenir rapidement de relativement bons taux de concen-

tration ; les pertes dans les stériles sont importantes, mais le ren-

dement de l'épuisage de l'essai 6, ainsi que la comparaison des essais

6 et 7 laisse à penser qu'une augmentation de la concentration en col-

lecteur réduirait ces pertes.

Ei&ai S : il montre que 1'hydroxamate ne permet pas d'obtenir de

bons taux de concentration ; cela est dû à la formation de mousses

dures, abondantes et chargées de fines. Ce résultat ne confirme pas

ceux obtenus par les Russes (réf. 3 et 7,addendum), sur minerai des-

chlammé il est vrai, mais confirme ceux obtenus autrefois aux

Montmins.

E¿>¿>cú. 9 : c'est un échec, il n'a pas été possible d'ajuster avec pré-

cision le pH à 5 pour flotter la wolframite aux amines comme suggère

de le faire MITCHELL (cité réf. 14, addendum) ou ATADEMIR " . En dé-

pit d'une importante addition de dispersant, les mousses obtenues

ont été très abondantes (cf. rendementspoids) et chargées en fines.

10 : il confirme les résultats obtenus par Minerais et Métaux

(18b). Si le dodecylphosphate flotte bien la wolframite à l'état de

minerai pur, les résultats se détériorent profondément en présence

de schlamms.

E-ó¿a¿ 7 7 : il a été tenté à la suite d'une remarque faite par HOUOT

(réf. 1, addendum) ; il apparaît qu'un tall oil est, de tous les pro

duits utilisés au cours de cette seconde série d'essais, celui qui

donne, avec l'Akypomine, les meilleurs résultats (récupération/

teneur).

Int. JounnaZ o{, M¿neJiaZ psioceAÁ-íng, vol. S n" 1 - maXÁ 19&1.

20

2.4. Flottation après dispersion et/ou elimination des Schlamms .

A l'issue des quelques essais vus aux § 2.2. et 2.3., il est

apparu nécessaire de procéder à quelques essais supplémentaires

conduits après dispersion des Schlamms, avec ou sans élimination

de ceux-ci.

2.4.1. Essais systématiques de dispersion des schlamms .

Ces essais ont été conduits sur le minerai utilisé pour les

essais de flottation (cf. § 2.1.) de la façon suivante :

Dans une éprouvette à col rodé de 500 ml (hauteur de la gra-

duation 0-500 ml : 285 mm) introduction successive de :

- 250 ml d'eau de ville,

- 200 g de minerai, agitation pour mise en suspension,

- volume de solution connue de dispersant pour en ob-

tenir la concentration désirée,

- eau de ville pour affleurer le volume total à 500 ml,

- agitation énergique de la pulpe pendant 30 secondes,

- déclenchement du chronomètre et lecture des hauteurs

des volumes apparents de minerai décanté au fond de

1'éprouvette ; sur les figures 3 à 9, ces hauteurs -

en mm- sont exprimées en fonction de la durée de dé-

cantation, limitée à 30 minutes, à la température

ambiante : 20° C ± 2° C.

L'étude approfondie de la dispersion des fines sortant du ca-

dre de ces travaux, on admit, en première approximation, que plus

il y avait de pulpe dispersée, moins il devait en décanter. Donc,

au meilleur dispersant, doit correspondre la plus faible hauteur

de minerai décanté après 30 minutes.

Les dispersants suivants ont été essayés :

. silicate de sodium (figure n° 3) :

500 g/t : pas de dispersion, le volume libre, près

de la surface de la pulpe est pratiquement limpide

après 10 min de décantation.

21

1 000 g/t : voir courbe 1

1 500 g/t : voir courbe 2.

L'essai à 1 000 g/t est le meilleur.

. fluosilicate de sodium (figure n° 4) :

500 g/t : voir courbe

1 000 g/t : échantillon floculé, décantation du mine-

rai inobservable en début d'essai, puis après quelques

minutes, apparition d'eau claire, libre près de la sur-

face

250 g/t : courbe confondue avec celle obtenue avec

500 g/t.

. pyrophosphate de sodium (figure n° 5)

500 g/t : voir courbe 1


1 500 g/t : voir courbe 3 (la meilleure)

3 000 g/t : courbe confondue avec celle obtenue avec

1 500 g/t .

. hexamétaphosphate de sodium (H.M.P.) (figure n° 6)





Bien que la courbe 4 soit la meilleure, la dispersion avec

1 500 g/t semble préférable : plus économique, risquant de moins

perturber la flottation et ne donnant une dispersion que de peu

inférieure à celle obtenue avec 3 000 g/t d'H.M.P.

. Dispex L40 (polyacrylate de sodium) (figure n° 7)



2 000 g/t : voir courbe 3 (la meilleure)

. H.M.P. (50 %) + Dispex L40 (50 I) (figure n° 8)

22




Les résultats sont meilleurs qu'avec le dispex seul, mais moins

bons qu'avec le H.M.P.

. Tannin (figure n° 9)

500 g/t : pas de dispersion




Ont également été essayés :

. acide lactique,

. dextrine,

. amidon.

Dès la concentration de 500 g/t, ils provoquent la floculation.

A 200 g/t, leur action est nulle ou négligeable.

Une des pulpes obtenues avec chacun des réactifs utilisés a

été pipettée, séchée, dosée en WO3 ; toutes les teneurs des fines

sont comprises entre 0,39 et 0,43 % en WO3 : elles ne présentent

pas de différences très significatives.

A 1'issue de ces essais systématiques, il a été décidé de dis-

perser les Schlamms à l'aide de 1 500 g/t d'hexamétaphosphate de so-

dium, avant flottation.

2.4.2. Essais d'élimination des Schlamms .

Des essais de cyclonage en laboratoire ont dû être faits préa-

lablement aux essais de flottation sur minerai deschlammé. Ils ont

été conduits sur fines de minerai dispersées et non dispersées. Ces

fines étaient obtenues par agitation rapide de 500 g de minerai (vu

en § 2.1.) additionné ou non de dispersant en cellule Denver de 1

litre (sans aération) et pipettage de la pulpe après décantation de

2 min. On élimine ainsi les sables qui auraient obturé la buse du

cyclone de laboratoire, buse à petit orifice, choisie pour effectuer

une coupure à environ 15 microns.

23

Sur minerais dispersé et non dispersé, les résultats obtenus

n'ont pas été significativement différents : les Schlamms inférieurs

à 15 ym représentent environ 16 % en poids du tout-venant et, avec

un titre de 0,44 %, contiennent environ 22 % du WO3 de ce tout-

venant, titrant, rappelons-le, 0,33 % WÖ3.

Les résultats des essais de cyclonage n'ayant pas été jugés

satisfaisants, un essai de deschlannnage par décantations a été réa-

lisé selon le schéma suivant :

Comme pour les essais de cyclonage : mise en suspension de 500 g

de minerai en cellule de flottation Denver de 1 litre - sans aéra-

tion - après addition de 1 500 g/t de H.M.P.

- décantation de 2 minutes,

- siphonnage de la pulpe en suspension, transférée en

bêcher de 5 litres,

- lavage des sables : addition d'un litre d'eau claire

dans la cellule, remise en suspension, décantation de

2 minutes,

- siphonnage de la pulpe, jointe à celle obtenue lors du

premier siphonnage, dans le bêcher de 5 1, agitation

- décantation 10 minutes

- siphonnage - ménagé - des pulpes contenues dans le

bêcher de 5 litres, transfert dans un nouveau bêcher,

- décantation de 30 min supplémentaires de la pulpe nou-

vellement transférée,

- dernier siphonnage ménagé après décantation.

Les différents produits, pesés, dosés en WO3, ont permis d'ob-

tenir le bilan suivant :

24

Produits obtenus

Sables (restant en cellule)

Limon décanté après 10 min

Schlamms décantés après 30 min

Fines non décantées après 30 min


Poids%

48,8

30,7

13,1

7,4

100,0

W03

Titre %

0,34

0,28

0,49

0,37

0,34

Répart.%

48,3

25,0

18,7

8,0

100,0

Tableau n° 3 : Bilan des essais de double décantationaprès dispersion .

Ce bilan est plus satisfaisant que celui obtenu après cyclonage :

il permet d'éliminer des fines plus pauvres ; la méthode de double

décantation a été retenue pour deschlammer les produits qui devront

l'être avant flottation.

2.4.3. Essais de flottation sur minerais dispersés .

Les onze essais effectués précédemment ont permis de retenir les

collecteurs suivants :

. Aéropromoter 765 : mélange d'acides oléique et lino-

léique à pH 7,5 (essai 5 qui donne les rejets les

mieux appauvris)

. Oléate de sodium à pH 7,5 (essais 4 et 5) ou acide

oléique (essai 1)

. Akvpomine Al, surtout associée à l'acide oléique (es-

sais 6 et 7)

. Tall oil (essai 11).

A l'issue des essais n° 2 - 8 - 9 - 1 0 , il n'a pas été jugé uti-

le de poursuivre les essais à l'aide des collecteurs suivants : acide

linoléique - hydroxamates - amines - dodecylphosphate.

Avec les quatre collecteurs retenus, les essais ont été conduits

selon le schéma vu au paragraphe 2.2., à savoir :

25

Après dispersion de 3 minutes par agitation énergique en présen-

ce de 1 500 g/t d'H.M.P. d'un litre de pulpe contenant 500 g de mine-

rai.

Ebauchage WO3

moussesrelavage WO3

Rejetsépuisage WO?

moussesconcentré WO,

rej etsmixte IO3

moussesconcentréépuisage WO3

rejetsstérile

Les formules de flottation ont été les suivantes :

Ebauch. WO3

Collecteur

Na OH-pHDurées deCondition.

Durée deflottation

pH finaux

ESSAI

Aéro 765:

150 g/t -

5 min

5 min

7,3

14

1500g/t

7,5

ESSAI

Oléate Na

2y

5

5

7

1 g/t -

min

m i n Ci;

,5

15

:1700g/t

7,5

ESSAI 16

735 g/t -

10 min

5 min

9,6

10

Tal

300

10

5

7,7

ESSAI

1-oil

g/t

min

min

17

:2kg/t

- 8

(1) addition de 20 g/t de polyglycolether (Aérofroth ABS) vu le -peu de moussesobtenues.

Epuis. WO3

Collecteur

Na OH-pH

Durées decondtion.

Durées deflottation

pH finaux

Relavage WO3

Durées deflottation

pH finaux

ESSAI 14

Aéro 765:1000g/t

8C

5

5

7

4

7

) g/t - 7,5

min

min

,3

additions de \d1ebauchage.

min

,2

ESSAI 15

Oléate Na:1100g/t

0

5

4

7

\c

3

7

- 7 , 8

min

m i n ^

,6

0H en quantités

min' '2 ' '

,5

ESSAI

Akypom.AL:ac.oléique

- 10

5 min

9,7

suffisante

3 min

9,9

16

500g/t15Og/t

pour r<

ESSAI 17

Tall-oilrlkg/t

7C

5

7

) g/t - 8

min

,9

»venir aux pH

2

7

min

,6

(2) addition d'acide cresylique, vu le peu de résultats apportés par l'additiond'aérofroth A6S à l'ebauchage.

26

Les bilans de ces essais figurent au tableau nc 4.

Si l'on compare ces résultats avec ceux des tableaux n°1 et 2 et

plus particulièrement :

ceux de l'essai 14 avec ceux de l'essai 3 (Aéropromoter 765)

ceux de l'essai 15 avec ceux de l'essai 5 (Oléate de sodium)

ceux de l'essai 16 avec ceux de l'essai 7 (Akypomine + ac. oléique)

ceux de 1'essai 17 avec ceux de 1'essai 11 (Tall oil).

Il apparaît qu'avec tous les collecteurs, les résultats sont

profondément détériorés - autant au plan des rendements qu'à celui

des teneurs, dès l'introduction d'hexamétaphosphate de sodium. Cela

reste vrai, dans le cas de 1' Akypomine AL + acide oléique) (essais

7 et 16) même après doublement de la concentration en collecteur.

27

p-l

ESSA

I

• — '

l/>t/5UJ

UT5

<LLOUJ

p-l

1—4

to00LU

PO

i

l/>

-o*fp—1

oo.

PO

-ooo.

PO

3

in"O

"oO -

ro

§

m•o*oo.

<s>V) E

a> o~° I—

^ "p^

3 E4J «Oro jz

z u«cu

o.iCLJ

c¿

2

o.ce

O)

r-

a

o.\0)ce

0)

s-

•o.\d)

cui.^)• p "

H-

CM

VO

00

enCM

o»o

PO

co

VD

«a-

ovoo

co

PO

oPO

p—1

CM

o

CTl

o

CMLO

«A

op—1

voo

PO

o

s_EcuEoo

p—1

PST

CM

vo

voco91

PO

PO

Oí

PO

o

oPO

«qT

VD^

LO

œLT>

cT

P0

PO

LD^ ^

».

oLftPO

ro

s

cuX

•p»

s:

oCMp—1

P-H

00

o#1

ID

«3^

OíCM

f».Lf>

o

r_l

P-H

vo

p-l

o>o

•3"PO

CM

vom

OLO

O

Ocoro

POO

•m3CL

•UEO

^^

coCM

O

^ H

OOí

oPOLD

POCM

O

OíVO

r-*.rin

voco

CM

rocTop—1

«3-Oí

p—1

Oí

co

roroo«a-CM

CMCTl

ISl

_0J

0)

ce

o

op—i

CT)POPO

cT

OO

SocTo

POroO

oo

<z>ooP-H

co

roO

oocTcr-oo"op—1

«3"PO

o

ooof

«cu

••

•—

cu•H

EÍ-H

o• H+Jco

3

• r-lCÖWCO(Dtr.CU-o

\ C L >

ex

H

coH

28

2.4.4. Essais de flottation après élimination des Schlamms .

Les résultats des essais vus au paragraphe précédent (2-3.4.)

ont conduit à penser qu'il ne suffisait pas de disperser les Schlamms

mais qu'il fallait les éliminer avec l'agent dispersant détériorant

les résultats de flottation. Ceci a conduit à réaliser l'essai sui-

vant :

- mise en pulpe de 1 kg de minerai, dispersion avec

1 500 g/t d'H.M.P., décantations successives de 10

à 30 minutes des fines dispersées - selon le mode

opératoire exposé en fin de paragraphe 2.4.2.

- regroupement en cellule de flottation, des diffé-

rentes phases décantées (sables restant dans la cel-

le de dispersion après un rinçage + produits décan-

tés après 10 et 30 minutes) .

Ebauchage WO3

Conditionnement 10 min : Tall Oil 2 kg/t

Na OH = 150 g/t (jusqu'à pH 8)

flottation 5 min - pH final 7,8

mousses * j I ^rejets.relavage à pH 7,5 épuisage

2 minutes condt 10 min : Tall Oil 1 kg/ti \ Na OH 70 g/t (pH 8)

mousses rejets r , . . c . u . . , _ „Conc. W 0 3 Mixte W 0 3

f 1 o t t - : 5 ""n " PH f l n a l 7 > 8

f \mousses rejets

Conc. épuis. WO3 stérile

Cet essai a été fait deux fois, une fois en cellule de 1 litre

(essai 18), une fois en cellule de 2 litres (essai 19) pour avoir un

aperçu du rôle joué par la dilution des pulpes et des réactifs.

Les résultats de ces essais figurent dans le tableau n° 5.

29

Concentré WO3

Mi xte

Conc. épuisage

Rejets

Fines de deschlammage


Poids %

0,41

1,87

0,99

78,38

18,35

100,00

Essai 18Cellule 1 litre

WO3

Titre %

4,36

2,09

2,30

0,23

0,49

0,350

Rdt %

5,1

11.2

6,5

51,5

25,7

100,0

Poids %

0,64

2,97

1,10

77,19

18,10

100,00

Essai 19Cellule 2 litres

WO3

Titre %

4,46

1,83

2,16

0,19

0,52

0,347

Rdt %

8,2

15,7

6,8

42,2

27,1

100,0

Tableau nc 5 Résultats des essais de flottation au tall oil sur

minerai dispersé et deschlammê .

Si l'on compare ces résultats à ceux de l'essai 17 (tableau n° 4)

(au tall oil sur minerai deschlammê), il apparaît que le deschlammage -

ou l'élimination du H.M.P. - améliore les performances de l'ébauchage

WD3.

Essai 17 : conc.ébauchage : 4,56 % en poids" titre % TO3: 0,98 Rdt0* TO3" : 13,3

Essai 18 : conc.ébauchage : 2,28 % en poids""titre % WÖ3: 2,50 RdU TO3"": 16,3

Essai 19 : conc.ébauchage : 3,61 % en poids""titre % WO3: 2,30 Rdtl WO3"": 23,9

Une plus grande dilution de la pulpe (ou du H.M.P.) améliore un

peu l'ébauchage, mais surtout est favorable au relavage.

Après dispersion des fines à 1'H.M.P., que l'on flotte dans les

mêmes conditions de dilution, avec ou sans élimination des Schlamms,

le bilan global est à peu près le même. On rejette 90/95 % en poids et

" S U A tout-ve.na.nt : miïiojvcu.i:it SUA tout-venant : öxifänz à xwJUUbptLoji paA 7,22 pousi ¿e¿ Kznd<m<¿nZi>

poidb zt 1,35 pouA Lu, tiwdmentà WO3 du mineAol {¡¿otté..

30

75/77 % du TO3 du minerai tout-venant en obtenant, avec un facteur de

concentration de 10, un concentré ne contenant que 5/6 % du WO3 ini-

tial.

Il est à noter que les résultats des deschlammages - bien que

semblables - diffèrent beaucoup de celui obtenu lors des essais d'éli-

mination des schlamms.

Ces résultats sont nettement moins bons que ceux obtenus dans

les mêmes conditions sans dispersion des fines : (cf. essai 11 - ta-

bleau n° 2). C'est pourquoi un autre procédé de deschlammage et un

autre procédé de flottation des fines ont été essayés.

2.4.5. Essais complémentaires de deschlammage et dispersion des fines.

Un second procédé de deschlammage a été testé, selon les indica-

tions de MITCHELL (référence 14 - addendum) qui écrit qu'à l'ébauchage,

la floculation des argiles (en milieu acide) n'est pas un obstacle à

la récupération de la wolframite. L'essai a été conduit de la façon

suivante.

En cellule de 1 litre, sur 1 kg de minerai.

Pulpe amenée à pH 6,5 par H2SO4

2 gouttes d'huile de pin

Floatation : 12 min (épuisage) pH final 6,9

p rejets * 1 I ». mousses finesEbauchage WO3

Condt : 8 min : acide oléique : 1500 g/t + Na OH (pH 7,5)

Flottation 5 min pH final 7,4

rejets « 1 I ».mousses (abondantes, traitées en cellule de 2 litres)stérile amenées à pH 7,5 par NaOH

1er relavage : 3 min

rejets « 1 I ». mousses (cellule de 1 litre)mixte 1 WO3 2eme relavage 3 min à pH 7,5

rejets < 1 I ».moussesmixte 2 WO3 concentré WO3

31

Cette formule de flottation est celle de l'essai 1 : précédé

d'une flottation des fines floculées, sans épuisage des rejets d'ébau-

chage TO3 et avec deux relavages (au lieu d'un) des concentrés d'ébau-

chage particulièrement importants - en masse et volume - suite à l'ad-

dition d'huile de pin lors de la flottation des fines.

Le bilan de cet essai est reporté tableau n° 6.

Un second procédé de deschlammage a été essayé - en remplaçant

1'hexamétaphosphate par le pyrophosphate de sodium (tétrasodium di-

phosphate) dont les performances - en tant que floculant - sont très

voisines (cf. figures n° 5 et 6).

Le schéma de traitement a été le suivant :

En cellule de 1 litre, agitation 10 min de 1 kg de minerai avec

1 000 g/tNa4P2 O7 à pH 6,4 (obtenu par addition d'acide sulfurique).

Ebauchage WO3

Conditionnement 5 min : acide oléique 1000 g/tavec NaOH jusqu'à pH 7,6

flottation 5 min - pH final 7,5, mousses.*—1 I—*- rejets: épuisage WO3

relavage 5 min, pH final 7,5 Condt : 5 min : 1000 g/t - acide oléique

mousses^J L>.rejets Flott.: 5 min - pH final 7,5Cone. WO3 Mixte WO3 1 1

mousses < 1 I ^.rejetConc. épuisage WO3 stérile

Le bilan de cet essai est reporté tableau n° 6. Sur ce tableau,

le bilan de l'essai 1 : traitement a l'acide oléique sans deschlammage

ni dispersion des fines a été également reporté à titre de référence.

32

Concentré WO3

. 12o relavM i x t e ) w i n » .(le relav.

Conc. épuisage

Fines

Rejets

T.V. calculé

ESSAI

Poids

1,6

6,9

6,2-

85,3

100,0

DE REFERENCEN° 1

WO3

Titre %

6,5

0,81

1,35

-

0,113

0,33(4)

Rep. %

29,5

16,7

25,0-

28,8

100,0

ESSAI AVE(DESCHLAMMAGE

Poids

1,11,3

20,3-

12,2

65,1

100,0

ACIDE

WO3

Titre %

8,93

2,770,34

-

0,43

0,127

0,34(2)

Rep. %

29,0

10,620,4

-

15,5

24,5

100,0

ESSA] DE DISPER-SION Na4 P2 O7

Poids

1,8

2,1

2,0-

94,1

100,0

WO3

Titre %

9,55

1,14

1,18

-

0,130

0,33(8)

Rep. %

50,3

7,0

6,9-

35,8

100,0

Tableau n° 6 : Essais comparatifs de flottation avec l'acide oléique à pH 7,5.

Ce tableau met en relief l'amélioration apportée par une disper-

sion préalable avec 1 000 g/t de Na4P2<37 : l'essai effectué avec ce

réactif est celui qui donne le meilleur résultat, même avec un collec-

teur classique, qui n'est pas celui donnant sur le type de minerai étu-

dié, les meilleurs effets en absence de dispersant.

La teneur des rejets (0,13 % WO3) peut paraître relativement éle-

vée, mais - à rendement poids comparable - elle est bien plus faible

que celle obtenue après dispersion par H.M.P. Le seul essai ayant don-

né un rejet de poids comparable est celui conduit avec l'Akpomine (es-

sai 6 - bilan tableau n° 2) : 90 % en poids, son titre n'est pas si-

gnificativement plus faible (0,121 % contre 0,130).

Le procédé de deschlammage par flottation préalable des fines

floculées à pH acide ne permet pas, à rendement poids égal, d'obtenir

des fines significativement plus pauvres que le procédé par décanta-

tion après dispersion à l'H.M.P. (comparer tableaux n° 5 et 6). Les

performances du relavage du concentré d'êbauchage sont néanmoins bien

meilleures -peut-être à cause de l'absence d'H.M.P. - sans s'approcher

de celles obtenues avec dispersion par

La dispersion au pyrophosphate nécessiterait peut-être une étude

plus approfondie des paramètres suivants : - concentration - collec-

teurs - conditionnements : durée, température, concentration pulpe.

•9

Hauteur mineraidécanté (cm)

Disnersant : Silicate de sodium

¡i

0 1 2 3 . 4 5 10 15décantation

30(minutes)

Hauteur minerai9 décanté

Dispersant Fluosilicate de sodium

nii inimiin'I

0 1 2 3 4 5 10 15 30décantation (minutes)

Hauteur Disnersant : Pvroohosnhate de sodium

1

1 2 3 4 5 10 15 25 30décantation (minutes)

Hauteur mineraidécanté (cm

Dispersant : Hexametaphosrnhate de sodium

0 1 2 3 4 5 10décantation (minutes]


Dispersant : Disnex L.40

0 1 2 3 4 5 10 15décantation

30(minutes)

Hauteur mineraicm

Dispersant : HMP (50 %) + Dispex L.40 (50 %)

0 1 2 3 4 10 15 20 25 30décantation (minutes)


Disnersar;t

25 •. 30

décantation (minutes)

40

CONCLUSIONS .

A l'issue des quelques essais de laboratoire effectués au cours de

cette étude sur le minerai de Montredon, essais orientés par une étude bi-

bliographique préliminaire et visant à améliorer la sélectivité de la

flottâtion de la ferberite, il apparaît que :

les collecteurs donnant à ce jour les meilleurs résultats demeurent les

acides gras, en particulier l'acide oléique plus ou moins saponifié utili-

sé seul ou associé à d'autres acides gras (tall oil, Akypomine).

Le deschlammage par cyclonage avant flottation entraîne des pertes de

tungstène relativement importantes dans les Schlamms ; l'amélioration des

résultats de flottation provoquée par ce deschlammage se trouve ainsi pra-

tiquement réduite à néant lorsqu'on établit les bilans sur tout-venant.

L'utilisation comme dispersant de tetra sodium disphosphate provoque

une amélioration sensible de titre et rendement en WO3 des concentrés.

Ainsi, lors d'un essai non optimisé, après un seul relavage, obtient-on à

partir d'un tout-venant à 0,34 % WO3, un préconcentré à 9,55 % avec un ren-

dement de 50,3 %. Les rejets, après un seul épuisage représentent 94 % en

poids du tout-venant ; 35,8 % du WO3 avec un titre de 0,13 % : ils pour-

raient encore être appauvris.

Il reste à optimiser les concentrations en collecteurs et dispersants,

durées, pH, températures de conditionnement et de flottation, ainsi qu'à

étudier l'influence du recyclage des mixtes de flottation sur la qualité

des concentrés produits et leur rendement en tungstène.

0

000

- 41 -

A D D E N D U M

LISTE DES RÉFÉRENCES BIBLIOGRAPHIQUES

1 - Flotation of wolframite

HOUOT ROBERTSel. TeAAz, Mem. (SCTMA5) - (7) - 95 pp. - 7965.

2 - Flotation behavior of tungsten minerals with particular reference to

fineness of particles.

CLEMENT MARTIN - KIND PETER - BREHLER BRUNO.In&t. Auibziiitung BeAgakad. Clausthal - Gzn.Z. Enzbaubau MeXaMku<Lttzvw<u> (ZEMHAC) - V. 9 - .(7) - P. 345-354 -7966.

3 - Use of apolar collectors to increase the capacity of the flotation

of wolframite ores with hydroxamic acids.

TIUNOV A.A. - RAZVOZZHAEV YU.I. - U.R.S.S.T&v<¿tn. mat. (TVMTAX) - (9) - p . S3-4 - 1974.

4 - Flotation studies on wolframite.

ABEIDU, A .M.Nati. Re¿. Cent. - Lab. MeXatZ. - CaÁAo - EGYPT.lYH>ti. Hin. MeXall. - Tfiavu,. - Stct. C (TMEMAB) - I/. S4 (Match)-p . C5-CJ0 - 7975.

5 - Flotation of tungstite minerals.

ABEIDU, A.M.Nati. R<U>. Cznt. - Lab. Mztalt. - Calno - EGYPT.J. Hinu - Mzt. T-meJU (JMMFAM) - I/. 22 - (4) - p. 707 - 709 - 7974.

6 - Recovery of valuable components from tailings of an operating béné-

ficiât ion plant.

KUROVA N.N. - VISHNEVSKII E.N.OboQO&hch. Rud (LENJNGRAV) - [OBOGAV] - I/.23 - (6) - p. 6-S - 197S -ISSN 00297623.

- 42 -

7 - Valorisation des Schlamms contenant du tungstène par flottation à

l'aide du réactif IM50.

J. KOLTUNOVAObogaicznlz - Rud. Vol 15 - n° 6 - 1970 - pp. 11 - 16 .

8 - Contribution à l'étude de la flottation de la wolframite.

ThzÁZ ¿outznuz pan. R. HOUOT, Iz 19 dzcembxz 1960 -(Facuité dz Sclzncz de. NANCV).

9 - Activation mechanism of metal cation in wolframite flotation.

JIN HUAAI LI BAIDAN.Revue de. l'Jviititut de. Re.cheAc.hz ¿uA V utÂLuatlon dzt>Minznalz¿> - \hinU>teAz dz la. Géologlz dz CHINE - W 3.

10 - Study on the flotation of the wolframite slimes.

LI BAIDAN - JIN HUAAI - HUANG KAIGNO - HUANG YANZHU. (CHINE)Revue dz VIYI¿,£ÁXU£ dz RzcheAchzi, ¿UA l'UtiLucvùLon dzi>HLnzfialzi> - N" 1.

11 - Wolframite beneficiation practice at Xiandong Tunsgten mine (CHINE)

Revue dz rin¿£¿£u£ dz RzcheJichzi ¿>uA V Utctuatlon dz& RZAAOU/ICZA- N° 3 .

12 - Tungsten.

K . C . LI - CHING YU WANGRzlnhold publUh¿ng coup. NEW-YORK - 1947 - Chap. Ill : the. OKZdAZ66¿ng O)} ta.n.g&tzn - pp. US - 128.

13 - Technique de concentration de la wolframite en CHINE.

ZHOU KAIJU.

Non iznJiouÂ mztal - Mol. 32 - n° 1 - Mal 19SO - pagz 53.

14 - Etude générale de la flottation de la wolframite.

A. DE MEYER.Jhzi>z pfitbzntzz VUnJLvzAAÍtl lÀbKz dz BRUXELLES en 7979.

15 - Brevet U.S. 3903997 - du 6 janvier 1976.

16 - Brevet U.S. 4213942 - du 22 juillet 1980.

- 43 -

17 - Development of a process to treat a low grade wolframite ore from

Les MONTMINS - FRANCE.

(Thèse) G. BARBERYVzpt. o{¡ mln<¿n.al t&chnoZogy impeAlai Coltugt ofa ScÁtncz andTechnology - LONVRES - Szpt. 1968.

18 - Rapports internes du Laboratoire Minerais et Métaux, PENARROYA -

N° 18 a18 b

18 c

18 d

18 e

18 f

524525

526

552

570

68 029

19 - Recherche sur le pouvoir moussant des réactifs - Application à

la flottation des ultrafines.

V. FORMANEK.1'lndüÁtAÁ.t Híníiale. - }iinó.hjoJLu/iQÍ<¿ - Mou. 7 976.

20 - An alternative wiewpoint of flotation behaviour of ultrafineparticles.

C . E . HEMMINGS.Tfian¿action* T . M . M . - Station C - Se.pt. 19S0.

o oo




ANNEXE V

PROJET DE CAMPAGNE PILOTED'ÉCHANTILLONNAGE ET TRAITEMENT DES FILONS

DE MONTREDON(Tarn)

par

G. MORIZOT




83 SGIM 217 MIN


J.O. du 14.09.80


Mars 1983


RESUME

L'étude du gisement de Montredon conduit à envisager, dans le but de

connaître la teneur récupérable dans ses différentes zones, de faire des

essais sur place dans une installation pilote (capacité 2,5 à 5 t/h) faci-

lement déplaçable, qui comprendrait les différents équipements suivants :

- séparatrice en milieu dense (bac statique et dispositif de

cyclonage)

-séparatrice magnétique à haute intensité en milieu humide

- tables à secousses pour granulométries classiques et fines,

spirale.

Le montant de l'investissement correspondant est 1 720 kF (base 1979)

et le coût d'une campagne de pilotage de huit mois (traitement de 4 500

tonnes de minerai) a été estimé à 1 325 kF.

Cette campagne permettrait de définir :

. la mise au point d'un procédé de traitement et l'obtention

des données de base de dimensionnement des appareils,

la connaissance de la teneur en W)^ récupérable des filons,

ce qui permettrait d'avoir accès au calcul des recettes de

1'exploitation.

0

000

TABLE DES MATIERES

P a g e s

R E S U M E

1. BUTS DE LA CAMPAGNE PILOTE

2. PRINCIPES DE BASE DU PILOTAGE

3. DIFFERENTES PHASES DE LA CAMPAGNE PILOTE

4. PILOTE MONTREDON 13

5. MONTREDON - FRAIS D'EXPLOITATION 16

0000

1. BUTS DE LA CAMPAGNE PILOTE.

Outre la connaissance de la teneur du minerai, la campagne pilotesur le minerai de Montredon aura les buts suivants :

a) Mise au point d'un procédé de traitement et obtention des données de basedu dimensionnement des appareils de traitement.

b) Connaissance de la teneur en WO3 récupérable des filons, teneur qui permetd'avoir accès au calcul des recettes de l'exploitation.

La connaissance de cette teneur récupérable nécessite celle de lateneur du minerai rendu carreau laverie mais aussi la connaissance de larécupération qui pourra être atteinte dans l'usine de traitement.

Les données parcellaires tant géologiques que minéralurgiques quenous possédons actuellement sur Montredon nous incitent à penser que leprincipe de traitement pourra probablement être appliqué à l'ensemble desfilons minéralisés. En revanche, il semble que la maille de concassagenécessaire à une préconcentration puisse varier notablement suivant lesfilons (voir étude "Minerais et Métaux" du 24.02.1959 par P. CHATAIGNONet rapport CMM du 6.02.1959) II pourrait en être de même pour la maille debroyage nécessaire à la libération finale des grains de wolframite. Pour lemoment, nous n'avons aucune connaissance sur ce dernier point. Opérer loinde ces mailles optimales dans la future installation industrielle conduiraitsoit à une baisse de récupération soit à une baisse de teneur du concentré.

Si dans l'ensemble du gisement de Montredon cette variabilité dansles dimensions des minéraux se confirmait, nous pensons qu'il serait néces-saires de prévoir une installation de traitement suffisamment souple pourque les réglages des concasseurs et broyeurs (et éventuellement des appa-reillages venant en aval) puissent être modifiés en fonction de la texturedu minerai entrant en laverie. Prévoir dès maintenant que l'installation detraitement sera dotée d'une telle souplesse, permettrait sans doute d'écono-miser le coût d'essais systématiques de traitement sur les différents lots.Nous pensons donc que la mise au point du procédé de traitement pourraitmoyennant un certain nombre de précautions, se faire sur une quantité limitéede minerai de l'ordre de quelques centaines de tonnes.

En revanche, il nous semble difficile de connaître avec une préci-sion suffisante à l'avancement du projet, la récupération en tungstène quisera attachée à chaque lot, ces lots se distinguant probablement les uns desautres par leur teneur d'une part, par la dimension de leur minéralisationd'autre part.

Affecter à ces lots sans avoir fait sur eux d'essais industrielsou d'essais de laboratoires, une récupération en métal donnée - noussupposons dans un but simplificateur que chaque lot pourra conduire à unconcentré de même titre, mais ceci, bien sûr serait à vérifier - seraitintroduire dans les calculs de rentabilité de l'exploitation une marged'incertitude qui pourrait être trop importante. Supposons par exemple quesur un minerai titrant 0,6 % WO3 on ait obtenu en pilote une récupérationde 75 % et un concentré à 65 %, ce qui correspond à des stériles titrant0,15 % et à un poids de concentré de 6,9 kg/tonne de minerai ; pour extra-poler ces résultats à un minerai titrant 0,3 % - on peut s'attendre à ceque les minerais titrant entre 0,3 et 0,6 % représenteront une part impor-tante des réserves - on peut, soit raisonner en supposant une récupérationconstante soit encore une teneur en stériles constante ce qui conduit auxrésultats métallurgiques suivants :

hypothèses

conclusions

Minerai à 0,3 % WO3

- récupération 75 %

- teneur du concentré 65 %

- poids de concentré 3,5kg

- teneur des stériles 0,075

Minerai à 0,3 % WO3

- teneur des stériles 0,15 %

- teneur du concentré 65 %

- poids de concentré 2,3 kg

- récupération 50 %

Nous voyons que les estimations de production de concentré varientbeaucoup suivant le mode de calcul.

Par ailleurs, les questions de mailles de libération seraientencore plus difficiles et sans doute impossibles à prendre en compte carsi l'échantillonnage prévu permet d'obtenir une bonne approximation de lateneur en place, il ne fournira aucun résultat sur cette maille de libéra-tion qui aura une influence certaine sur la récupération métal.

Or pour des raisons pratiques (impossibilité de traiter en labora-toire des échantillons suffisamment importants) les essais de laboratoiresne peuvent pas conduire à des informations sûres.

Il nous semble donc nécessaire de prévoir dans cette phase piloteque chaque lot à échantillonner sera également l'objet de tests industrielsde traitement.

Après mise au point du procédé, il nous apparaît souhaitable detraiter dans l'installation pilote entre 20 et 40 tonnes de minerai de chaquelot - quantité variant en fonction des difficultés rencontrées - ce quicorrespond pour 200 lots à une quantité globale variant entre 4 000 et8 000 tonnes.

Il est bien évident que s'il apparaissait au cours du déroulementde la campagne de traitement un ou des guides permettant de prévoir larécupération métal correspondant à chaque lot sans faire d'essais sur ceux-ci, la campagne pourrait être allégée.

2. PRINCIPES DE BASE DU PILOTAGE.

Les procédés de base retenus dans le. schéma de pilotage sont lessuivants :

2.1. Préconcentration.

Le minerai sera dans une première étape préconcentré de façon àéviter d'entraîner dans le circuit une masse importante de stériles quidevrait y être broyée finement.

Cette préconcentration se fera par des procédés gravimétriquesadaptés aux granulométries â traiter :

2 5 - 1 0 mm bac statique milieu dense

10 - 0,5 mm tube milieu dense

0,5 - 0,3 mm (spirale et/ou

0,300 - 0,100 /table à secousses

< 0,100 table vibrante ou table "Bartles-Mozley"

Dans le schéma de base, les fines inférieures à 100 um seronttraitées par table vibrante ; vu leur finesse, le rendement métal seraprobablement médiocre. Des essais de séparation magnétique à hauteintensité seront également effectués sur cette tranche granulométriquequi devrait représenter 2 à 3 % en poids du tout-venant et contenirenviron 5 à 8 % du tungstène ; ces valeurs varieront en fonction de lamaille de concassage avant préconcentration (voir planches 1 et 2).

Il est clair que les limites granulométriques indiquées ci-dessusdevront être précisées au cours du pilotage. En particulier il estpossible et même probable que dans de nombreuses parties du gisement, lalibération de la gangue se fera après concassage à une maille inférieureau centimètre et qu'en conséquence le traitement en bac statique n'aurapas lieu.

2.2. Concentration.

La concentration se fera par séparation magnétique à haute intensitéen milieu humide sur le produit préconcentré et broyé à une maille del'ordre de 1 mm. Des essais de concentration pourront également êtreeffectués directement sur les fractions de tout venant inférieures à 1 mmdu minerai concassé à la maille nécessaire à la préconcentration, en courtcircuitant le tablage ou le traitement par spirale.

2.3. Epuration.

Il ne sera pas prévu d'épuration dans cet atelier pilote, cetteopération ne nous paraissant pas indispensable à ce stade.

2.4. Flow sheet général.

Le flow sheet général est décrit sur les planches 3, 4 et 5 ci-jointes.

La planche 3 correspond à un circuit dans lequel tout leminerai serait concassé pour des questions de libération à une mailleinférieure à 10 mm.

Les planches 4 et 5 correspondent à un concassage à 25 mm ; dansce dernier cas, en un premier temps serait traité en tube DWP la fraction0,5 - 8 mm et en spirale et table les fractions de granulometrie infé-rieure tandis que la tranche 8 - 25 mm serait stockée ; cette dernièreserait traitée dans le bac dans un deuxième temps. En effet, bac et tubene pourraient pas travailler simultanément pour des questions de recircu-lation de médium.

2.5. Données de base (voir planches 1 à 5).

A. Conco6.óage.

Alimentation : 95 % inférieur à 50 mm.

Produit concassé : maille variable entre 95 % inférieur à 8 mm

et 95 % inférieur à 25 mm.

Débit variable entre 3 et 12 t/h suivant la maille de concassage.

S. OCriblage sur crible à 4 claies.Production possible de 2 ou 3 classes granulométriques suivantles conditions de marche :

1er cas : maille de concassage supérieure à 10 mm (utilisation du bacstatique).Fonctionnement en 2 temps :. concassage-criblage - tube DWP sur 0,5-8 mm et stockagedu 8 - 25 mm.

. traitement du 8 - 25 mm en bac statique.

2ème cas : maille de concassage inférieure à 10 mm (bac statique nonutilisé).Fonctionnement en continu : concassage-criblage - tube DWP.

C.

Bac statique.

Alimentation possible : granulométrie variable entre 50 et 5 mm.Débit solide : 5 t/h.

Tube DWP.

Alimentation possible : granulométrie variable entre 0,5 et 10 mm.Débit solide : 2 t/h.

Spirale.

Spirale Sala Trelleborg 5 tours - hauteur : 2,10 m.Débit solide : 1-2 t/h.

Table à secousses.

Table dimension 1/2 grand - type Deister.Débit solide : environ 1 t/h.

Table vibrante.

Type BRGM. ou Bartles-MozleyDébit solide : quelques centaines de kg/h.

V. Concznt/LCuU-on.

a. Séparateur magnétique basse intensité en milieu humide.

b. séparateur magnétique haute intensité en milieu humide.Type HIW 1 Box mag.

E. Eau oX QJJQ.CXAA.CAM.

L'installation pour son démarrage aura besoin d'une quantité d'eaude l'ordre de 10 m^ et pour son fonctionnement d'environ 1 m^/h. Laplus grande partie de l'eau sera recyclée par un épaississeur àlamelles.

Les besoins en électricité s'élèveraient à environ 120 kw.

F. StznULu.

Les rejets stériles se présenteront sous 3 formes :

- rejets grenus (0,5 - 25 mm - environ 1,9 t/h) cesrejets pourront être stockés tels quels et éven-tuellement revendus comme gravier ;

- rejets sableux (0,100 - 0,5 mm - 500 kg/h) aprèségouttage sur panneau tamiseur, il seront déchargésavec une humidité d'environ 20 % ;

- rejets ultra fins (< 0,100 mm - 50 kg/h). Ces rejetsseront épaissis jusqu'à une teneur en solides del'ordre de 40 % et déposés dans une fosse.

Aucune pollution chimique n'est à craindre de ces rejets qui neseront pas sulfurés.

G . CoYVtfwtz zt ícha.n£¿£Zonna.ge..

Un échantillonneur automatique sera installé sur les différentspoints du circuit. Le contrôle des débits sera fait d'une part, grâceà ces échantillonneurs, d'autre part,par un dosomètre sur l'alimenta-tion 0 - 50 mm et enfin éventuellement par pesée discontinue.

Concassage à 8 mm.

tranche 1 - 8 mm

lourds

légers

tranche 0,1 - 1 mm

lourds

légers

tranche < 0,1 mm

lourds

légers

TOTAL

Poids%

80

6,4

73,6

17

3,2

138

3

0,9

2,1

100

Poidskg/h

2 000

160

1 840

425

80

345

75

23

52

2 500

ESTIMATION DE LA DISTRIBUTION

GRANULOMETRIQUE APRES CONCASSAGE A 8 MM

Planche 1

Concassage à 25 mm.

tranche 8 - 25 mm

lourds

légers

tranche 1 - 8 mm

lourds

légers

tranche 0,1 - 1 mm

lourds

légers

tranche < 0,1 mm

lourds

légers

Poids%

45

9

36

44

3,5

40,5

9,5

1,9

7,6

1,5

0,4

1,1

Poidskg/h

2 045

409

1 636

2 000

160

1 840

432

86

346

68

18

50

ESTIMATION DE LA DISTRIBUTION

GRANULOMETRIQUE APRES CONCASSAGE A 25 MM

Planche 2

3. DIFFERENTES PHASES DE LA CAMPAGNE PILOTE.

La détermination d'un bilan métallurgique sur les différents lotsà traiter constituant la raison d'être essentielle de ce pilotage, uneattention particulière doit être portée à ce point.

Bien entendu, il faudra prendre en compte d'une part la précisiondes résultats recherchés (il sera en particulier peu utile d'obtenir uneprécision plus grande sur le rendement métal que sur les autres donnéesnécessaires à l'établissement du bilan économique), d'autre part le coûtd'obtention de cette précision.

3.1. Les pertes en métal au cours du traitement du minerai de Montredon dansune installation industrielle fonctionnant suivant le schéma de baseretenu pour le pilote auraient les principales origines suivantes :

- pertes au cours de la préconcentration se divisant elles-mêmes en :. pertes dans les stériles grossiers de la séparationpar milieu dense (dimensions supérieures à 0,5 mm) ,

. pertes dans les stériles fins (0,100-0,500 mm),

. pertes dans les ultra-fins (< 0,100 mm).

- pertes au cours de la concentration par SMHI,

- pertes au cours de l'épuration (opération que l'on ne prévoit pasde piloter en continu sur le site de Montredon).

3.2. On peut estimer que les pertes les plus importantes en tungstène seretrouveront, d'une part dans les stériles de séparation par milieu denseet d'autre part dans les ultra-fins qui industriellement seront soit :

- traités comme les fractions fines,- traités dans un circuit spécial (tables vibrantes oubasculantes par exemple),

- en partie traités en partie rejetés sans traitement.

En tout état de cause,on peut s'attendre à ce que le rendementmétal dans ces ultra-fins et particulièrement dans la tranche inférieureà 40 ym soit médiocre.

Les pertes dans les stériles fins (0,100 - 0,500 ym) devraient êtrefaibles car cette granulométrie est bien adaptée au traitement sur tableà secousses et spirales (un classement en plusieurs tranches granulome-triques serait cependant nécessaire) et on peut estimer que la libérationwolframite-gangue y sera bonne.

Pour les mêmes raisons, les pertes au stade de la concentration parSMHI et de l'épuration devraient être faibles.

3.3. Par ailleurs, il est probable que l'effet de la variation des caractéris-tiques du minerai se notera surtout dans les stériles de séparation parmilieu dense (en raison de l'importance à ce stade du mode de répartitionde la wolframite dans la gangue) et dans les ultra-fins (en raison directede la liaison entre quantité d'ultra-fins et maille de concassage avantpréconcentration), c'est-à-dire là où les pertes métallurgique serontprobablement les plus importantes.

10

Enfin s'il est permis de penser que les pertes dans les ultra-fins,après acquisition d'une certaine expérience sur le traitement du mineraide Montredon, pourront être estimées, à partir de la connaissance de lateneur WO3 et du tonnage de ces ultra-fins, en revanche, les pertes dansles stériles de préconcentration milieu dense seront plus difficilesà prévoir.

3.4. Le tableau ci-dessous récapitule ces différentes considérations.

Caractéristiques des pertes du tungstène.

Origine despertes

Stériles préconcen-tration milieu dense

Stériles procédésgravimétriques(0,500 - 0,100 mm)

Ultra-fins

SMHI

Epuration

Valeur des pertes

importantes

moyennes

importantes

faibles

faibles

Possibilité de prévisionaprès réglage du pilote

difficile

en première approximationpertes proportionnelles autonnage et à la teneur WO3

en première approximationpertes proportionnelles autonnage et à la teneur WO3.Or tonnage et teneur dépen-dent étroitement de lamaille de réduction avantpréconcentration.

en première approximationpertes proportionnelles autonnage et à la teneur dupréconcentré.

des examens minéralogiquesdes concentrés de SMHI pour-raient donner des indica-tions utiles.

3.5. A la suite de ces considérations,nous recommandons que les opérationsd'échantillonnage pilotage se développent en trois phases, la premièrecorrespondant à la mise au point et au réglage du pilote, la seconde aurepérage de l'influence de la variabilité du minerai sur les différentessources de pertes en tungstène et la dernière à la détermination dansl'ensemble du gisement, des pertes en tungstène importantes et variablesen fonction de l'origine du minerai.

11

PREMIERE PHASE : mise au point et réglage.

Cette opération s'effectuerait sur un tonnage de minerai homogènede l'ordre de 350 tonnes, correspondant à un fonctionnement d'unedurée de un mois à un poste par jour. Durant cette période, l'avance-ment des travaux sera très dépendant des résultats des analyses chi-miques d'où le choix de ce rythme de travail à un poste par jour avecla même équipe plutôt qu'à deux postes par jour.

Au cours de cette première phase, des échantillons des concentrésobtenus seraient l'objet d'examens minéralogiques et d'essais minéra-lurgiques destinés à connaître la qualité escomptable des concentrésfinaux, le rendement métal correspondant ainsi que les caractéristiquesminéralogiques des concentrés non épurés ayant permis d'atteindre cesrésultats.

DEUXIEME PHASE : recherche de 1'influence de la variation du mineraisur les différentes sources de pertes en métal.

Dans cette phase seraient déterminés les écarts entre les rendementsen métal constatés lors du réglage optimal obtenus lors de la premièrephase et ceux obtenus pour le même réglage sur 20 à 40 échantillons(environ 20 tonnes chacun) sélectionnés pour être les plus diverspossible sur la base de la géologie, de la géographie ou d'éventuelscaractères texturaux apparents macroscopiquement (durée 1 à 2 mois).

Les concentrés obtenus dans cette deuxième phase seront l'objetd'examens minéralogiques et dans le cas de différences significativesavec les échantillons de la première phase, leur épuration serait testéeet les résultats comparés à ceux de la première phase.

A l'issue de cette deuxième phase, la nature des essais de latroisième phase devra être définie, en particulier en fonction de l'écartdes rendements métallurgiques obtenus au cours des deux phases dans lesdifférents points du circuit. Nous prendrons comme hypothèse de travailque le but de cette troisième phase sera, outre de déterminer la teneurréelle du minerai extrait, de déterminer les pertes dans les stériles demilieu dense et l'importance (pourcentrage en poids et teneur en WO3)des ultra-fins.

TROISIEME PHASE : Etude systématique dans le gisement des pertes importantesen tungstène.

Cette phase sera conduite sur l'ensemble des lots qui n'auront pasété traités au cours de la deuxième phase.

Une vingtaine de tonne de chaque lot sera traitée en un premiertemps suivant un réglage standard choisi à l'issue des deux premièresphases. La connaissance des résultats métallurgiques pourra conduire àreprendre le traitement d'un lot suivant un ou deux autres réglagesdifférents afin d'augmenter le rendement en tungstène.

On peut estimer que le pilote de traitement fonctionnant alorssuivant un schéma simplifié pourra travailler en 2 postes par jour.

12

Le nombre global de lots à traiter s'élève à 200. Nous supposonsque dans cette troisième phase 160 lots seront à tester et que le quartd'entre eux sera l'objet d'essais complémentaires.

Dans ces conditions, la durée de la phase 3 serait de 200 postes,soit 20 semaines à 10 postes par semaine.

3.7. Le calendrier global de la campagne serait alors le suivant :

. durée 1 mois - tonnage traité : 350 t

durée 1-2 mois - tonnage traité 400 - 800 t. ~"~ - - —— — — ——— —

mdurée 5 mois - tonnage traité : 3 500 t

Durée globale : environ 8 mois

Tonnage traité : environ 4 500 tonnes.

13

4. PILOTE MONTREDON.

ESTIMATION VES INVESTISSEMENTS.

A. Station de concassage criblage.

Trémie de recetteExtracteur peseurTransporteurGroupe semi-fixe V75 G2Transporteur de recyclage3 transporteurs de stockage1 armoire électrique

Transport

Trémie 8 - 25 mm (9m3)

3 échantillonneurs (pm) voir échantillonnage

178729194238434

47010

480

17

497

300500200000400300700

400000

400

300

700

B. Station de préconcentration milieu dense.

1 transporteur (20 m) 38 0001 installation milieu dense 300 000

2 transporteurs (16 m) 58 400

Transport - mise en place 20 000

1 échantillonner stérile (pm) voir échantillonnage416 400

C. Réduction granulométrique préconcentré.

1 concasseur à cylindres (en location) pm1 bache pompe 2 0001 motopompe 5 000

7 000

14

D. Préconcentration fines

3 panneaux tamiseurs - pm disponibles1 spirale1 table à secousses1 table vibrante - pm disponible6 pompes boue1 épaississeur LamellaArmoire électrique et raccordements

1239

303935

000500

000000000

155 500

E . Concentration par SMHI

1 séparateur basse intensité - pm1 pompe recirculation - pm1 SMHI - pm1 panneau tamiseur - pmArmoire électrique et raccordements 20 000

F. Echantillonnage.

1 échantiHonneur sortie avec pompe 0-0,5 mm1 échantillonneur 0,5 - 10 mm1 échantillonneur 10 - 25 mm1 échantillonneur stérile milieu dense6 échantillonneurs à pulpe - pmArmoire électrique et raccordements

G. Divers

Transport ensembleGénie civilMontageChaudronerie, raccordements ...Alimentation en eauBranchement électriqueBâtiment + bureauTuyauteries, vannes ....

TOTAL (A à G)

Imprévus (^ 10 %)

45404040

20

185

500100100100

000

800

3025503015307725

1 564

156

1 721

000000000000000000000000

400

600

000

15

5. MONTREDON - Frais d'exploitation.

Hypothèses de base : fonctionnement : 8 mois dont - 3 mois 1 poste- 5 mois 2 postes.

PERSONNEL NECESSAIRE

Phases 1 et 2 - Durée : 3 mois (1 poste)

1 contremaître1 chef de poste1 ouvrier (chargement - pelle) concassage criblage1 ouvrier SMHI - tablage1 échantillonneur

coût/mois

2520696

000000000000000

66 000

Location matériel (chargeuse + broyeur à cylindres) B 30 000

Suivi SGN/MIN(ingénieur N - 5 j/mois)(technicien - 10 j/mois)

10 00013 000

23 000

ConsommablesAnalyses - 12/poste à 100 F/analyse

3 00024 000

27 000

A + B + C + D 146 000

soit 438 KF/3 mois

16

Phase 3 - Durée : 5 mois (2 postes)

1 contremaître6 ouvriers non postés : 4 à 6 000 F

2 à 9 000 F

Total

252418

000000000

67 000

Location matériel B 30 000

Suivi SGN/MIN(ingénieur N - 5 j/mois) 10 000(technicien - 10 j/mois) 16 000

C 26 000

Consommables 6 000Analyses - 12/poste à 100 F/analyse 48 000

54 000

A + B + C + D 177 000

soit 885 KF pour 5 mois

Exploitation 438885

1 323 KF

Location pilote(25 % des investissements) 430

1 753 KF

17

IS14O

mkg/h

V h •

'O

stériles

LEGENDE

débit solide

débit eau

pourcentagesolides

kg/h

1/h

dela

2 - PILOTE MONTREDON - Bilan solides et eau (cas 1 : concassage à 8 mm)

18

stériles

concentré stériles

Planche 4 - PILOTE MONTREDON - Bilan solides et eau - cas 2 concassage à 25 imphase 1 - Traitement du < 8

19

9-Í.5 mm

35,1%

bacstatique

egouttage

•loeo kg/h

ill 1/h

i

J

r

loookg/h

55l/h

35%

légers lourds5 au concasseur à cylindres

concasseurâ cylindres

ISî,kg/h

\o»ol /h

concentré

M H I * 9 -

AS

kg/h

Panneautamiseur

looym

EpaississeurLamella

stériles

«.?« k g / hi?o 1 / h

^.stériles

eau recyclée

Planche 5 - W(h MONTREDON - Concassage ä 25 mm - 2ème phase traitement du 8 - 25 mm— j j t ^




ANNEXE VI

COMPARAISON DES RÉSULTATS OBTENUS DANS LE TRAITEMENTDE LA WOLFRAMITE DES MONTMINS (Allier)

ENTRE 1960 ET 1982

par





83SGN 217 MIN


J.O. du 14.09.80


Mars 1983


RESUME

L'objet de la présente note est de regrouper les résultats de diffé-

rents essais de concentration effectués sur le minerai des Montmins, tant

aux échelles du laboratoire que du pilote ou de la laverie industrielle.

Les résultats exposés ci-après ont été obtenus :

- soit par compilation des documents anciens :

rapports de la Société Minière des Montmins élaborés par

elle ou pour son compte par Minerais & Métaux ou Fives-Cail-

Babcock,

- soit par étude de thèses ayant eu pour objet des travaux de trai-

tement du minerai des Montmins (HOUOT - MAUMENE - BARBERY),

- soit par exploitation d'anciens rapports d'essais du départe-

ment Minéralurgie du B.R.G.M.

- soit enfin, par la réalisation en 1981 et 1982 d'essais con-

duits en partie au département Minéralurgie ou, en concerta-

tion avec lui, en partie à 1'E.N.S.G.A. à Vandoeuvre-les-Nancy.

Ce travail permet de passer en revue les résultats obtenus par diffé-

rentes techniques de concentration : cyclonage en milieu dense, jiggage,

tablage, flottation, séparation magnétique à haute intensité et de mesurer

les progrès réalisés depuis la fin des années 50.

Ainsi, la Société Minière des Montmins, en utilisant les appareils

suivants : jigs, spirales, cônes, tables à secousses et basculantes, obte-

nait, à partir d'un minerai titrant 0,32 % en WO3, un concentré titrant près

de 68 % en WO3 avec un rendement en métal proche de 60 %. Les essais réali-

sés en 1981-1982 amènent à penser que l'on peut obtenir, à partir d'un mi-

nerai titrant 0,3 % en WO3, un concentré à 65 % WO3 avec un rendement voi-

sin de 75 % en métal.

0000

TABLE DES MATIERES

RESUME

P a g e s

INTRODUCTION 1

1. RESULTATS D'ESSAIS DE TRAITEMENTS DIVERS OBTENUS PAR LA

SOCIETE MINIERE DES M3NTMINS 2

1.1. Essais de préconcentration par flottation en labora-toire 2

1.2. Essais de séparations gravimétriques en liqueur dense

(en laboratoire) 3

1.3. Essais pilotes de concentration gravimétriques 4

1.4. Bilan industriel de préconcentration des Montmins ... 9

2. TRAVAUX EFFECTUES A L'E.N.S.G.A. A VANDOEUVRE-les-NANCY .. 10

2.1. Essais de concentration par flottation 10

2.2. Essais de concentration par cyclonage en milieu dense 10

3. TRAVAUX EFFECTUES AU B.R.G.M. EN 1973 12

3.1. Traitement gravimétrique préliminaire 12

3.2. Essai de préconcentration électromagnétique en voie

sèche 14

3.3. Elaboration d'un schéma de traitement gravimétrique .. 15

3.4. Essai de f lottation des rejets - 80 microns 193.5. Essai de concentration magnétique des produits de ta-

blage 19

4. TRAVAUX EFFECTUES EN 1981 ET 1982 20

4.1. Traitement du minerai en S.M.H.I. humide en circuitpilote 20

4.2. Etude de l'efficacité de la S.M.H.I. en fonction de ladistribution granulométrique de l'alimentation 23

4.3. Proposition de schémas de préconcentrations industriel-les par S.M.H.I 26

4.4. Essais de concentration des préconcentrés de S.M.H.I. 28

4.5. Séparations densimétriques au laboratoire du tout-venant réduit à 1 mm 34

4.6. Essais de traitement gravimétrique des fines ......... 35

4.7. Bilans industriels escomptables après travaux complémen-taires (1981-1983) 37

5. CONCLUSIONS 44

BIBLIOGRAPHIE 45

0

000

INTRODUCTION .

L'éventualité d'une remise en activité de l'exploitation de la car-

rière de wolframite des Montmins ayant été envisagée dans le cadre du

Syndicat d'Echassière en 1980, il est apparu souhaitable, du point de vue

mineralurgique, de faire la synthèse des résultats des essais de valorisa-

tion effectués par le passé sur le minerai des Montmins. Ceci fait, et

constituant les trois premières parties de la présente note, il est appa-

ru intéressant de faire quelques essais complémentaires sur un échantillon

de teneur voisine de celle du minerai éventuellement exploitable, par des

procédés inusités à l'époque de l'exploitation des Montmins par la S.M.M.

Ces procédés sont essentiellement la séparation magnétique à haute inten-

sité en voie humide, le cyclonage en milieu dense et l'utilisation de ta-

bles à fines de type Bartles-Mozley. Les résultats obtenus, récents, sont

exposés de façon détaillée dans la quatrième partie de cette étude ; ils

permettent d'estimer l'amélioration des bilans escomptables par l'utilisa-

tion de ces nouvelles techniques.

1. RESULTATS D'ESSAIS DE TRAITEMENTS DIVERS OBTENUS PAR LA SOCIETE MINIERE

DES MONTMINS .

La compilation de divers documents de l'ancienne Société Minière

des Montmins a permis de rassembler quelques éléments de bilans obtenus

lors d'essais de traitements antérieurs.

1.1. Essais de préconcentration par flottation en laboratoire .

Dans les années 1960-1961, le laboratoire Minerais et Métaux

de Penarroya a effectué de nombreux essais de flottation sur le mi-

nerai des Montmins (1) (2) (3) (4) . Ces essais représentent un

travail très complet au cours duquel ont été étudiés les paramè-

tres suivants :

- durée de flottation, dilution des pulpes traitées,

pH et température de flottation, vitesse de rotation

de la turbine

- influence de divers déprimants (silicate, fluosilicate,

pyrophosphate, sulfure de sodium, acide lactique, éthy-

lène- diamine, sels métalliques + silicate)

- de divers activants (sulfate de manganèse)

- de divers collecteurs (dodecylphosphate, abiétate,

Noramac, Pamak I, huile de soja, de poisson, de pépin

de raisin, Safacid 20-22, acide linoléique).

Les meilleurs résultats,obtenus sur un minerai présentant 1 %

de refus à 240 microns après broyage,ont été les suivants :

^ q p auxbZ¿ogsux.ph¿que¿ cJ£íz¿> en ¿¿n de, note..

Mineraitraité

-240 micronsdeschiammé:5 % < 15 ym

Id + 10 %de Schlamms

-400 micronsaprès desenliara'mage industrie'

grenu"entrant eflottation industrieiie

Minerai classéentre 100 et10 ym

eneur T .V .

wo3 %

0,16

0,15

0,12

0,15

0,15

0,23

Teneurpréconcentré

0,60

0,49

1,00

0,85

0,26

3,03

Teneurrejets

0,05

0,10

0,03

0,07

0,01

0,03

Récupération% W O ,

préconcentré

75,76

41,61

71,66

57,3

96,4

88,04

Référenceessai(++)

(4)

(4)

(1)

(3)

(3)

(5)

(++) réf. bibliographiques en fin de note

Des essais de traitement ont été faits ultérieurement à l'aide

d'un collecteur non encore testé sur le minerai, l'acide hydroxamique ;

les résultats obtenus n'ont pas été meilleurs que ceux obtenus anté-

rieurement (6).

1.2. Essais de séparations gravimétriques en liqueur dense (en laboratoire)

Après séparation en laboratoire, en liqueur de densité 2,95

d'un minerai inférieur à 100 um (préalablement deschiammé à 20 et

10 pm, le résultat suivant a été obtenu (7) :

Fraction 100-20 urod > 2,95

Fraction 100-20 ymd < 2,95

fines 20-10 ym

Schlamms -10 ym

Alimentation

Poids %

5,57

83,30

1,96

9,17

100,00 '

w o 3 %

3,662

0,058

0,200

0,160

0,27

wo 3distribution

%

74,27

17,61

2,78

5,34

100,00

Tableau n° 1 : Bilans des essais de préconcentration en liqueurs denses

1.3. Essais pilotes de concentrations gravimétriques .

Quatre essais d'orientation ont été faits (8) sur un minerai

12-0,1 mm représentant 91,2 % en poids d'un tout-venant (9). Les

fractions traitées ont été les suivantes : 12-0,5 et 8-0,5 mm à

deux densités de coupures. Les bilans obtenus, par rapport au tout-

venant, ont été les suivants :

Tractions traitées

Densité de coupure

Poids 7.

Fraction légère

Traction dense

- 0 ,5 cm non traité

- 100 microns primaire

Teneurs W 0 , %

Tout-venant

Fraction légère

Fraction dense

- 0 ,5 mm non traité


Répartition %

Fraction légère

fraction dense

- 0 ,5 ma non traité


2,

34,

35,

23,

6,

0

0

0

0

0

7

66

19

6

12

47

1 (48,

9 (51,

3

7

165

04

,33

,15

,15

,7 (10

,6 (89

,6

,1

-

7)

3)

,3)

,7)

•

0,5

2

54,

15,

23,

6,

0,

0,

0

0

0

20

53

19

6

,55

1 (77,

9 (22,

3

7

165

07

61

15

,15

,9 (28

,6 (71

,4

,1

3)

7)

,0,9

8 -

2,45

34,6 (52,

31,6 (47,

27,1

6,7

0,165

0,04 -

0,37

0,15

0,15

7,5 (10

64,1 (89

22,3

6,1

0,

2)

8)

,6)

,4)

5 mm

2,

49,

7,

27,

6,

0

0

0

0

0

¡

16

54

23

6

535

2 (74,

0 (25,

1

7

165

,06

,56

,15

,15

,7 (23

,2 (76

,0

,1

3)

7)

,7)

,3)

Tableau n° 2 : Bilan des essais d'orientation et de préconcentration par

milieu dense .

Les nombres entre par parenthèses représentent les poids % et

les répartitions par rapport à la fraction traitée.

Le broyage à 12 mm et la coupure à la densité de 2,47 ont été

retenus pour continuer l'étude sur un lot de 3,5 tonnes par cyclona-

ge en milieu dense chez la Société Venot-Pic dans sa station d'es-

sai de Fontainebleau-Avon.

Le nouveau préconcentré obtenu a été concassé à - 4 mm, tami-

sé à 0,5, la fraction 4-0,5 a été recyclonée, la fraction dense pas-

sée sur jig, les légers de jig rebroyés à 0,5 mm et regroupés avec

les - 0,5 mm primaires (non traités au tableau n° 2) et secondaires

(après rebroyage à 4 mm).Ces - 0,5 mm regroupés ont été classés en

4 fractions 500 - 250 um, 250 - 100 um qui furent tablées,100 - 10 un

destinée à être flottée et des Schlamms - 10 ym.

Les bilans successivement obtenus ont été :

Produits

Séparation du 12 - 0,5 mm

Fraction légère 12 - 0,5 mmFraction dense 12 - 0,5 mm(préconcentré)

- 0,5 mm du broyage à 12 mm

- 100 + 10 microns pri-maires

- 10 microns primaires

Tout-venant

Poids %

35,83

33,47

24,03

4,34

2,33

100,00

W037,

0,05

0,30

0,15

0,15

0,15

0,165

Répartition %

10,85

60,85

22,24

3,94

2,12

100,00

Tableau n° 3 : Bilan de cyclonage en milieu dense .

Produits

Fraction légère

4 - 0,5 mm

Fraction dense

4 - 0,5 mm(préconcentré final)

- 0,5 mm

Préconcentré 12 - 0,5 mm

Poids %s/ T.V.

14,96

10,74

7,77

33,47

WD3 %

0,05

0,70

0,23

0,30

RépartitionTO3 % T.V.

4,54

45,58

10,73

60,85

Tableau n° 4 : Bilan du concassage à 4 mm du préconcentré 12-0,5 mm

et de son retraitement par cyclonage en milieu dense.

Produits

Concentré retraité 2 fois

Mixtes

Préconcentré final 4-0,5mm

Poids *s/T.V.

0,029

10,711

10,740

WO 3 %

60,20

0,54

0,70

RépartitionWO3 % T.V.

10,58

35,00

45,58

Tableau nc 5 : Résultat du traitement par jig du préconcentré

final de cyclonage .

Le jig permet d'obtenir un concentré, mais la libération est

insuffisante pour soutirer un rejet définitif. Ces mixtes ont été

broyés à - 0,5 mm, joints aux fractions - 0,5 mm des tableaux n° 3

et 4 en donnant un :

- 500 microns total : 42,51 % du tout-venant en poids, 67,97 % du

tout-venant en WC>3> tamisé à 250 et 100 um et cyclone à 10 um.

Fractions ym

500-250

250-100

100-10

-10

-500 total

Poids %s/T.V.

23,997

4,030

9,340

5,144

42,511

wo3,

0,29

0,22

0,27

0,15

0,26

RépartitionWD3 % T.V.

42,48

5,38

15,43

4,68

67,97

Tableau n° 6 : Bilan de séparations granulométriques des

mixtes - 500 ym.

Les deux fractions 500-250 et 250-100 um ont été tablées séparé-

ment.

Produits

Fraction 500 -250 microns

Concentré

Mixtes

Rejet


Concentrés

Mixtes

Rejet


Concentrés réunis

Mixtes réunis

Rejets réunis

Poids %

23,997

0,037

1,608

22,352

4,0300

0,0073

0,0136

4,0091

28,0270

0,0443

1,6216

26,3611

wo3 %

0,29

56,30

2,23

0,06

0,22

54,30

21,32

0,05

0,28

55,96

2,39

0,06

Répartition %

42,48

12,62

21,73

8,13

5,38

2,40

1,76

1,20

47,86

15,02

23,49

9,35

Tableau nc 7 : Bilan des tablages des mixtes > 100 ym .

8

Des essais de flottation sur le 100-10 ym ont été effectués au

cours desquels ont été étudiés les paramètres suivants :

1 - La composition du collecteur (rapport acide oléique/

gas oil égal à —, — ou —) et sa concentration à des1 Z ù

doses de 375 - 500 - 750 - 1 000 g/t

2 - Les durées de conditionnement : 0 - 1 0 - 2 0 - 3 0 min

3 - La dureté de l'eau : 1 - 13 - 27 degrés hydrotimétri-

ques français

4 - Le pH : 7,6 - 8,8 - 9,6

5 - Le pourcentage de solide au conditionnement.

Avant la flottation, le produit a été une nouvelle fois cyclone.

Les meilleures conditions sont les suivantes :

- rapport col lecteur-gas oil : •=- avec 1 000 g/t de collecteur

- temps de conditionnement : 20 min

- dureté de 1'eau : 1 °

- pH : 7,6

- pourcentage de solide au conditionnement : 50 à 60 %.

Le meilleur essai obtenu a été le suivant :

Produit

Concentré

Rejet

Fraction-100+10

Poids %s /T .V.

2,055

7,285

9,340

wo3 %

1,89

0,04

0,27

Répartition %s/ T .V.

14,37

1,06

15,43

Tableau n° 8

Le bilan total des opérations de préconcentration par cyclona-

ge en milieu dense, de concentration par jig et table, de récupéra-

tion par f lottation s'établit finalement ainsi :

Produit

Concentré(jig+tabies)

Mixtes (de tables)

Concentré flottation

Fines-10y et rejets(cyclones, tables,flottation)

Tout venant

Poids%

0,0733

1,6216

2,0550

96,2501

100,0000

WO 3 %

57,64

2,39

1,89

0,06

0,165

Répartition %

25,60

23,49

14,37

36,54

100,00

Tableau n° 9 : Bilan global du traitement du minerai des Montmins

Outre les essais gravimétriques, un essai de préconcentration

magnétique à haute intensité a été tenté sur la fraction 4-0,5 mm.

Les résultats obtenus ont été inférieurs à ceux du cyclonage en mi-

lieu dense ; des résultats comparables à ceux du cyclonage ont été

obtenus en broyant a - 2 mm le produit avant son traitement par

S.M.H.I.

1.4. Bilan industriel de préconcentration des Montmins .

Les bilans suivants ont été obtenus par la Société Minière des

Montmins au cours de son exploitation de la carrière :

D'après SEYER (12).

En 1949

En 1955

D'après HOUOT (14)

En 1959

Teneurs W>3 %

T.V.

1,25

0,27

Concentré

66,2

Rejet

0,4

0,142

Récupération

Concentré

65,5

47,4

0,28 69,2 0,125 56

10

2. TRAVAUX EFFECTUES AL'E.N.S.G.A. à VANDOEUVRE-les-NANCY .

2.1. Essais de concentration par flottation .

R. HOUOT (14) étudie les influences de différents facteurs sur

la flottabilité de la wolframite à la suite d'essais conduits en

tube Hallimond sur des minerais bien calibrés(deschlammés) prove-

nant des Montmins et titrant 2,25 % en WO3. Les meilleurs résultats

ont été obtenus à pH 8 en utilisant 1'oléate de sodium comme collec-

teur.

2.2. Essais de concentration par cyclonage en milieu dense .

J. MALMENE (15) étudie les influences de différents paramètres

de réglage d'un cyclone sur les performances de celui-ci. Ces para-

mètres sont : densité et pression de l'alimentation, diamètres des

surverse (vortex) et sousverse (apex). Cette étude a été menée sur

un minerai d'origine non précisée, mais que nous savons provenir

des Montmins, classé entre 300 ym et 2,5 mm dont le titre est com-

pris entre 0,45 et 0,30 % en IO3 . Un résultat intéressant a été

obtenu avec un minerai titrant 0,35 % :

Concentré : rendement poids : 9,1 % - rendement WO3 (par rapport

à l'alimentation) : 97,5 % - titre WO3 : 3,60 %. Le stérile titre

environ 0,01 % en VD3.

Il apparaît maintenant, à l'issue des essais de tablages ef-

fectués en 1982 (cf. tableaux n° 18 et 22 ci-après) que, si le

préconcentré de cyclonage était rebroyé à - 315 ym, puis classé

en 2 fractions 315-100 ym et - 100 ym, on obtiendrait :

sur table à secousses, pour la fraction 315-100 ym contenant envi-

ron 65 % du poids et 70 % du tungstène du préconcentré (cf. infra

tableau n° 18 bis).1

Un concentré titrant 62 % WO3 avec un rendement de concen-

tration de 96 % en métal (tableau n° 21).

sur table à fines, pour la fraction - 100 ym, on obtiendrait un

concentré titrant environ 58 % en WO3 avec un rendement de concen-

tration de l'ordre de 88 % (tableau n°18 ) .

11

On obtiendrait donc, pour l'ensemble des opérations préconcen-

tration par cyclonage, puis rebroyage, classification, tablages, un

bilan d'ensemble suivant :

Produit

Rejet cyclonage

Rejet tablage 315 - 100 ym

Rejet tablage - 100 ym

Conc. tablage 315 - 100 ym

Conc. tablage - 100 ym


Poids%

90,9

5,5

3,0

0,4

0,2

100,0

WO3 %

Titre

0,01

0,18

0,5

62

58

0,39

Distrib.

2,5

2,7

3,6

65,5 }91)2

25,7

100,0

Tableau n" 10 : Bilan escomptable d'un traitement gravimétrique d'unminerai de Montmins.

(cyclonage en milieu dense + tablage) .

On obtiendrait donc finalement un concentré titrant 60 % en

et contenant 91 % du tungstène de l'alimentation (on peut estimer

que les fines non traitées contiennent environ 30 % du tungstène).

Il convient de remarquer que ce bilan est optimiste pour trois raisons:

- le minerai traité est déjà débarassé de sa fraction

inférieure à 300 ym qui contient les fines les plus

difficilement valorisables

- le tout-venant calculé du tableau n° 10 a une teneur

de 0,39 % en WO3 alors que le minerai de départ ne ti-

tre que 0,35 %

- les résultats de type industriel obtenus par MA.UMENE

par cyclonage en milieu dense sont meilleurs que les

résultats de séparation normalement parfaits obtenus

par liqueurs denses en laboratoire (15) ; ils méritent

donc d'être vérifiés.

12

3. TRAVAUX EFFECTUES AU E.R.G.M. EN 1973 .

Les travaux réalisés au département Minêralurgie par J.C. ROBERT

(10) ont porté sur un lot de micaschistes d'Echassières (Allier) compo-

site des lots R.B. 20 581 et 20 582 prélevés en 1971. Ce lot titrait

0,17 % en tungstène, soit 0,21 % en TO3.

3.1. Traitement gravimétrique préliminaire .

Ce traitement a été fait après broyage à 1 mm, classification

granulométrique et tablages séparés de 4 fractions : 1 000-500 ym,

500-250 ym, 250-125 ym, inférieur à 125 ym. Les résultats sont don-

nés dans le tableau n° 11. Il apparaît qu'il faut broyer le minerai

à environ - 250 ym pour libérer correctement la wolframite sans

provoquer la formation d'un excès de fines.

Minéraux observés dans les produits de tablage : wolframite,

staurotite, topaze, quartz, pyrite, tourmaline, andalousite, pyro-

chlore .

Granulométrie

<t> en microns

+ 500

- 500 + 250

- 250 + 125

- 125

TV calculé

TV calculé

Poids

25

26

16

31

\

,9

.2

,9

0

100,0

w

teneur

o,

o,

o,

o,

o,

241

193

235

270

236

>3

répart.

26

21

16

35

100

,4

.4

,8

,4

,0

Poids

1

0

0

0

%

.5

,5

,6

,6

Concentrés primaires

W

teneur

9

24

28

19

,21

,21

,37

42

33

répart.

57,4

62,7

72,6

43.2

teneur

Nb

0.05

0,10

0.10

0,08

teneur

Ta

< 0,05

0,08

< 0,05

< 0,05

Poids

1

1

2

1

*

,0

,1

,2

,0

Mixtes

WO3

teneur

0

0

0

0

,44 •

,25

,25

,44

(2)répart.

1

1

2

1

,8

,4

,4

.6

Poids

%

97

98

97

98

,5

.4

,2

,4

Rejets

WO3

teneur\

0,101

0,071,

0,059

0,151

répart.

40

35

25

55

.8

»9

,0

.2

(M Pourcentages calculés par rapport au TV

(2) Pourcentages calculés par fraction granulométrique

Tableau n° 11 : Bilan du traitement gravimétrique des micaschistes (première phase d'essai)

14

5.2. Essai de préconcentration électromagnétique en voie sèche .

Essai pratiqué sur la fraction 1 000-630 ym du minerai vu en

3.1. sur séparatrice à rotor induit. Les résultats sont donnés

dans le tableau n°12 ; il y apparaît que, pour une opération de

préconcentration, on obtient des rejets à teneur relativement

élevée, tout en n'enrichissant que peu les préconcentrés.

Produits obtenus

Magnétique MI

Magnétique HI

Non magnétique

Alimentationcalculée

Poids

%

21,9

11,3

65,6

100,0

teneur

0,504

0,189

0,054

0,168

répartit.\

65,7

12,7

21.6

100,0

Tableau n° 12 : Préconcentration électromagnétique des

micaschistes (fraction +630 ym).

15

3.3. Elaboration d'un schéma de traitement gravimétrique .

A partir des essais précédents, un schéma de traitement a été

élaboré ; il est représenté sur la figure n° 1.

TV [micaschistes)

Concassage

Broyage primaire(630 u)

Classement

315

160

BO ïtablage

tablage

I!

Mixtes Concentrés

Concentréstablage (W(épuisage)

tablage1

rejet Mixte

tablage Concentrés(épuisage) (W

nixtes Rejets

Broyage secondaire(broyeur à barres)

Figure n° 1 : Schéma de traitement des micaschistes

élaboré après la première phase d'étude.

16

Ce schéma a été mis en oeuvre sur un témoin du minerai utilisé

au cours des essais précédents et pesant environ 150 kg. Le broyage

a été réalisé à l'aide d'un concasseur giratoire fonctionnant en cir-

cuit fermé avec un crible de 630 microns. Le produit obtenu a été

classé à 315, 160 et 80 ym par tamisages. Le traitement gravimétrique

s'est déroulé de la façon suivante (voir figure n° 1 et tableau n°13).

fraction 630-315 ym

fraction 315-160 ym

1 tablage -»• concentré A

+ mixte rebroyé

1er tablage -»- concentré B

+ rejet

2ème tablage du rejet -*- mixte rebroyé

+ rejet C

Les deux mixtes obtenus ci-dessus ont été mélangés, broyés

dans un broyeur à barres, le broyât classé à 160 et 80 ym, les frac-

tions obtenues 160-80 et- 80ym ont ensuite été mélangées aux frac-

tions primaires de ces dimensions ; la fraction + 160 ym a été retrai-

tée seule.

fraction + 160 ym secondaire : 1 tablage

fraction 160 - 80 ym : 1 tablage

fraction - 80 ym : 1 tablage

concentré D

+ mixte E

+ rejet F

concentré G

+ mixte H

+ rejet I

concentré J

+ mixte K

+ rejet L

Les résultats de ces essais sont consignés au tableau n° 13.

17

Produits sortants

Concentré

Concentré

Rejet 160

Concentré

* 315 y A(primaire]

160 - 315 y(primaire]

- 315 y(primaire]

+ 160 y(secondairi

B

C

D2]

Mixte + 160 u E(secondaire]

Rejet • 160 y F(secondaire]

Concentré

Mixte 80 -

Rejet 80 -

Concentré

Mixte - 80

Rejet - 80

TV calculé

80 - 160 y

160 y

160 y

- 80 y

U

y

G

H

I

J

K

L

Poids

kg

0,210

0.275

30.100

0,070

0,625

4,200

0,140

6.000

32.000

0,120

1,580

61,200

136,620

Poids

h

0,15

0,20

22.04

0,05

0,46

3,07

0,10

4,39

23,42

0.09

1.23

44,80

100,00

WO3

teneur

32,53

24,50

0,033

0,441

0,126

0,020'

28,12

0,1.89

0,020

16,65

0-,757

0,095

0,220

i

i

répartitionH

21,96

25.65

3,25"

0,09

0,26

0,28

12,65

3.74

2.12

6.74

4.19

19.07

100.00

Tableau n° 13 : Bilan du traitement gravimétrique des

micaschistes (2ême phase d'essais).

18

Le tableau n° 13 permet d'établir le tableau synthétique sui-

vant :

Produits sortants

Somme des concentrés

+315 ym, 160-315 ym,80-160 ym, - 80 ym

Somme des mixtes

+ 160 ym, 80-160 ym,- 80 ym, conc. secondaire+ 160 ym

Somme des rejets

160-315 ym, + 160 ym,80-160 ym, - 80 ym

T.V. calculé

Poids %

0,54

6,13

93,33

100,00

Teneur %

26,10

0,31

0,059

0,22

Répt. %

67,00

8,28

24,72

100,00

Tableau n°13 bis : Récapitulation du bilan du traitement gravimé-trique des micaschistes.

Le traitement effectué a donc permis de concentrer dans 0,54 %

en poids du tout-venant, 67 % du tungstène total contenu dans un pré-

concentré titrant 26,1 % en

Avec le recyclage des mixtes, le rendement de récupération du

tungstène pourrait atteindre près de 75 %.

Les pertes principales en wolframite proviennent de la difficul-

té de tablage de la fraction - 80 ym. En effet, les rejets correspon-

dants titrent encore 750 g/t et contiennent 19 % du W total.

De plus, une observation minéralogique a révélé que dans les

concentrés, la wolframite est libérée à part quelques rares mixtes

dans la fraction +315 ym.

Il est apparu nécessaire d'essayer de retraiter les rejets

- 80 ym.

19

3.4. Essai de flottation des rejets - 80 m ,

Après deschlammage par cyclonage, un essai de flottation de

la wolframite par un acide gras a été fait, il a donné les résul-

tats consignés dans le tableau n° 14 ci-dessous.

Produits

Concentré primaire

Concentré épuisage

Rejets

Schlamms

Alimentation calculée

Poids

2,0

5,1

81,7

11,2

100,0

>

teneurh

1,51

0,45

0,025

0,097

0,084

K)3

répartition

35,7

27,3

24,2

12,8

1DC0i

Tableau n° 14

3.5. Essai de concentration magnétique des produits de tablage .

Les concentrés obtenus au tablage (A + B + G + J) : 0,54 en

poids et 67 % en tungstène du tout-venant ont été regroupés (en un

produit titrant 26 % WO3). Après 3 passages en S.M.H.I. à sec sur

appareil à disque extracteur, on obtient un concentré titrant 60,5 %

en TO3, 0,16 % en S et 0,045 % As qui reste un peu pauvre pour être

commercialisable. Les principales impuretés observées en minéralogie

sont les suivantes : staurotite, hématite, pyrite.

20

4. TRAVAUX EFFECTUES EN 1981 ET 1982 .

L'étude de préconcentration par S.M.H.I. a été menée d'une part,

au Centre de Valorisation des Matières Premières de Vandoeuvre et

d'autre part, au B.R.G.M. sur deux échantillons broyés à la même gra-

nulométrie et provenant de la même souche. Le prélèvement du minerai a

été fait à la sole de l'ancien gradin 715 du quartier de la Barre, à

l'affleurement d'un filon N.S. à pendage Ouest (raême origine que les

échantillons traités en 1973). Ce minerai titre 0,3 % en WÖ3.

Les résultats obtenus à Vandoeuvre ainsi aue ceux obtenus à

Orléans sont l'objet de rapports distincts. Nous ne présentons ici que

leurs bilans globaux.

4.1. Traitement du minerai en S.M.H.I. humide en circuit pilote .

4.1.1. Essais effectués à Orléans .

Après broyages à sec à - 5 puis - 1 mm, broyages achevés par un

broyeur à cylindres lisses en circuit fermé avec un crible, le minerai

a été traité par séparation magnétique à haute intensité sur appareil

Boxmag, type SHW de Rapid Magnetic dans la station d'essai du B.R.G.M.

à Orléans.

Le schéma de traitement fut le suivant : figure n° 2.

eau d'entraînementdes mixtes : 500 1/h

_lavage de la SMHI

eau d'appoint

Figure n° 2 :Montage du circuit-pilote

AEchant. ( R

j^rrr* /distributeur

• pompe Schabavermodèle CAO

O pompe Moineaumodèle B6.H.D.

y cyclone Don Ollivermodèle 1.106, dans buse (0 inférieur 8 m/m) dans 3,2 bars

21

Plusieurs essais de traitements ont été faits.

Au cours de ceux-ci, les éléments suivants sont restés fixes

champ magnétique utilisé : maximum 1,8 tesla obtenu sous

65 volts avec une intensité de 24 ampères. Les gradients de

champs dans les grilles du tambour ne sont pas mesurables ;

position des boîtes de récupération des produits de sépara-

tion : selon schéma ci-dessous (reproduit à l'échelle 1/10) ;

débits des eaux de lavage : 500 1/h pour les mixtes (cla-

rinette A)

3 000 1/h pour les concentrés

(1 500 1/h) pour les clarinettes

B et C).

Zone de recueil des produits de rinçage

alimentation en pulpenon-magnetiques

Déflecteur.déflecteur

zone de recueil des mixtes

Déflecteur

Clarinette de/rinçage â

contre-courant

Figure n° 3

Zone de recueil des produits magnétiques

Schéma de l'équipement du carrousel (rotor) de laS.M.H.I. "Box Mag", type SHW de Rapid Magnetic.

22

Les éléments suivants ont varié :

- débit de minerai traité ; 0,6 ou 1 t/h

- concentrations en pulpe de l'alimentation :

environ 27 et 37 % en solide,

- vitesse de rotation du carrousel : Vi : la plus fai-

ble permise par l'appareil ou la plus faible, au dé-

bit de pulpe étudié, permettant d'éviter les refoule-

ments d'alimentation dans les produits de rinçage.

Autres vitesses essayées : Vi + 25 % Vi et Vi + 50 % V-[.

Au total, 12 essais ont donc été effectués. Ils ont permis de

faire les remarques suivantes :

Lorsque la vitesse de rotation du carrousel croît, les rende-

ments des concentrés en poids et WO3 croissent ; au-delà d'une cer-

taine vitesse, les teneurs baissent néanmoins.

A vitesse de rotation égale, les effets de dilution de pulpe

et de variation de débits - dans la gamme étudiée - sont négligeables.

Les colmatages éventuels détériorent profondément les résultats

des séparations : ils masquent tous les autres paramètres. Pour les

éviter, un rinçage du rotor à contre-courant dans la zone de recueil

des stériles, non prévu par le constructeur, est indispensable.

Le meilleur résultat obtenu l'a été avec les éléments de régla-

ge suivants :

. vitesse du rotor : la plus grande utilisée : 12,8 cm/sec à la pé-

riphérie, débit : 540 kg/h, concentration de pulpe : 29 % en

solide (rappelons que ces deux derniers facteurs n'ont pas paru

être déterminants).

Ce résultat est le suivant :

23

Concentré

Rejet

Aliment, calculée

Poids %

5,67

94,33

100,00

Titre %

3,67

0,082

0,29

Distr. %

12,9

27,1

100,0

Tableau n" 15 : Bilan du meilleur essai d'orientation de

préconcentration S.M.H.I. en pilote .

4.1.2. Essais effectués à Nancy .

Les essais effectués à Nancy ont conduit, à partir d'un échan-

tillon obtenu à partir de la même souche, broyé de façon identique,

à l'obtention des résultats suivants :

. préconcentré titrant 1,72 % IO3 et rassemblant 63,1 %

du tungstène

. stériles titrant 0,086 % WO3

. mixtes titrant 0,124 % WO3.

Les résultats détaillés font l'objet d'un rapport séparé.

4.2. Etude de l'efficacité de la S.M.H.I. en fonction de la distribution

granulométrique de l'alimentation .

Les concentrés et rejets du tableau n° 15 ont été tamisés (ta-

misage humide) à 630 - 500 - 315 - 100 - 50 - 40 - 30 microns, les

fractions obtenues ont été dosées en tungstène. Ces travaux ont per-

mis de calculer les tableaux n° 16 et 16 bis.

24

Mailles vm

630 - 1 000

500 - 630

315 - 500

200 - 315

100 - 200

50 - 100

40 - 5030 - 40

< 30

Alimentationcalculée

Tout-venant

Poids%

12,79

10,36

21,33

12,49

18,92

10,17

1,375,037,54

100,00

TO3

Titre%

0,29

0,34

0,33

0,37

0,33

0,32

0,410,340,25

0,33

Distr.%

11,25

10,69

21,27

14,09

19,40

10,49

1,745,295,78

100,00

Concentrés

Poids%

0,24

0,27

0,77

0,70

1,66

1,21

0,140,500,18

5,67

WO3

Titre%

7,47

6,20

5,55

5,04

3,13

2,52

3,332,933,13

3,88

Distr.%

5,49

5,13

13,08

10,80

15,91

9,34

1,434,491,72

67,39

Rejets

Poids%

12,55

10,09

20,56

11,79

17,26

8,96

1,234,537,36

94,33

W03

Titre%

0,15

0,18

0,13

0,091

0,066

0,042

0,0830,0580,18

0,113

Distr.%

5,76

5,56

8,19

3,29

3,49

1,15

0,310,804,06

32,61

Tableau n° 16 : Distribution granulométrique du tungstène dans les produits

de traitement par S.M.H.I.

Fractiontraitée pm

630 - 1 000

500 - 630

315 - 500

200 - 315

100 - 200

50 - 100

40 - 5030 - 40

< 30

WÖ3

0,29

0,34

0,33

0,37

0,33

0,33

0,410,34

0,25

Poids

100

Concentré magnétique

Poids %

s/fractioi

1,88

2,61

3,61

5,60

8,77

11,90

10,229,94

2,39

TO3

Titre

7,47

6,20

5,55

5,04

3,13

2,52

3,332,93

3,13

Répart,

48,8

48,0

61,5

76,7

82,0

89,0

82,084,8

29,9

Rejet non magnétique

Poids %

s/fraction

98,12

97,39

96,39

94,40

91,23

88,10

89,7890,06

97,61

TO3

Titre

0,15

0,18

0,13

0,091

0,066

0,042

0,0830,058

0,18

Répart,

51,2

52,0

38,5

23,3

18,0

11,0

18,015,2

70,1

Tableau n° 16 bis : Comportement des différentes fractions granulométriques

du minerai des Montrions (< 1 mm) au cours du traitement

par S.M.H.I.

25

Ces tableaux montrent que :

Les meilleurs concentrés en teneurs sont obtenus sur les fractions les

plus grossières (supérieures à 200 microns), c'est aussi dans ces

fractions que les rejets sont les moins bien épuisés et les rendements

les moins bons. Une étude minêralogique des rejets de la fraction

200 - 315 ym a révélé que le tiers de la wolframite présente est libre,

le reste est sous forme de mixtes wolframite-quartz. Les produits

lourds non magnétiques sont composés à 80 % de topaze et à 10 % d'oxy-

des de fer divers ; présence de sulfures, traces de scheelite, tourma-

line, biotite, grenats, staurotite. Les meilleurs rendements sont ob-

tenus entre 315 et 30 ym ; au-dessus, la wolframite est insuffisamment

libérée ; au-dessous,la S.M.H.I.perd de son efficacité : les moins bons

résultats en teneurs et rendements sont obtenus au-dessous de 30 ym.

C'est pourquoi, la fraction inférieure ä 50 ym du minerai tout-venant

(représentant 14,8 % de son poids) a été traitée au cyclosizer et divi-

sée en 6 fractions. Le résultat de ce traitement est donné dans le

tableau n° 17.

Tranche

Tranche

Tranche

Tranche

Tranche

Tranche

1

2

3

4

5

6

" Les mailleÎ

du quartz .

Mailles

ym

48,2 - 50

38,0 - 48

27,1 - 38

19,0 - 27

14,0 - 19

- 14

Fraction- 50 ym

,2

,o,1

,o,0

% Poids

s/fractior

4,0

15,0

18,0

17,4

10,1

34,6

100,0

; ont été calculées en

2,65

s/T.V.

0,59

2,35

2,66

2,57

1,49

5,12

14,78

TO3

Titre %

2,67

0,207

0,145

0,126

0,104

0,094

0,231

Répart.%sur T.V.

5,52

1,70

1,37

1,14

0,54

1,68

11,95

prenant pour base la densité

Tableau n° 17 : Distribution du tungstène dans les fines (< 50 ym)

du minerai broyé à 1 000 ym,traités au cyclosizer.

26

Ce tableau fait ressortir qu'il se produit au cours du cyclona-

ge un net enrichissement de la fraction la plus grossière (48,2 -

50 ym). Ceci est dû à un phénomène de classement par équivalence ;

la densité de la wolframite étant 7,3 et celle de la gangue quart-

zeuse de 2,65, dans une même fraction, les produits légers et lourds

se retrouvent dans un rapport de leur diamètre égal à —=W ' = 1,95,d '2,65-1

Ainsi, dans la tranche 1 (tableau n° 17) se retrouvent le quartz

de dimension supérieure à 48,2 ym et la wolframite de dimension su-

périeure à 48,2/1,95 = 24,7 ym, d'où enrichissement en WO3 et, corré-

lativement, appauvrissement des autres fractions, de plus en plus

marqué avec la finesse de celles-ci.

Ce phénomène se retrouverait qualitativement au cours d'un des-

chlammage par cyclonage.

L'analyse par tranche granulométrique des résultats obtenus à

Nancy conduit à 1'observation des mêmes phénomènes, avec cependant

des teneurs de préconcentrés un peu plus basses et, en revanche,

des pertes un peu moins élevées dans la tranche inférieure à 30 ym.

4.3. Proposition de schémas de préconcentrations industrielles par

S.M.H.I.

Au vu des observations faites précédemment :

- obtention de préconcentrés riches au-dessus de 500-

600 ym.

- obtention de rejets bien appauvris au-dessous de

315 ym.

On peut proposer 3 types de schémas industriels de préconcentra-

tion par S.M.H.I. (figures n° 4 - 5 - 6). Un deschlammage avant sépa-

ration pourrait en outre être utile.

Broyage

à 1 mm

SMHI.

préconcentré IClassification

par dimension vers 300 \m

Rejet du -300

Rebroyage-classificationdu > 300 um

27

Broyage à quelques mm

+ 0,5 um cljs*ificatioa à 0,5Jiggage

{Préconcentré) Rejeta.à 0,5 mm

-0,5 mm

SMHI

Préconcentré

Figure n° 4 Figure n° 5

Broyage à 1 mm

S.M.H.I.

Préconcentré Classificationvers 300 microns

Rebroyagedu + 300 microns S.M.H.I.

Préconcentré Rejet

Figure n° 6

28

4.4. Essais de concentration des préconcentrés de S.M.H.I.

Pour ces essais de traitement, un composite a été réalisé en

regroupant les produits obtenus au cours des meilleurs des 12 essais

de préconcentration décrits au §4.1.1.(tableau n°15). Ce compositetitre 3,5 % IO3.

4.4.1. Essai de tablage en laboratoire sur appareil Bartles-Mozley .

L'échantillon de préconcentré utilisé (environ 5 kg) a été ré-

duit de 1 mm à 250 VÏÏÎ par passage à sec en broyeur à cylindres lisses.

Il a ensuite été traité chez Bartles sur un concentrateur de labora-

toire dont les paramètres de réglage étaient les suivants :

. pente : 3 - course : 6,35 cm (2,5 in) - vitesse : 60 t/mm

débit d'eau : 0,25 1/min.

Les résultats obtenus, après 3 passages, sont consignés dans le

tableau suivant :

Rejets 1

Rejets 2

Rejets 3

Mixtes 1

Mixtes 2

Concentré

Alim.Calculée

Poi ds

8,93

20,41

32,6786,67

24,66/

7,30

6,03

100,00

wo 3

Titre %

0,50\

° '230,270,20\

0,32/

3,38

58,30

4,00

Répartition %

1,12

1,17

1,635,8

1,97/

6,17

87,94

100,00

Tableau n° 18 : Bilan d'un essai de tablage,sur appareil

Bartles-Mozley,de préconcentré rebroyé à 250 ym.

Ces résultats sont encourageants : on élimine 86,67 % en poids

de stériles titrant 0,27 % WO3 (teneur du tout-venant) en perdant

5,8 % du tungstène traité, mais le concentré obtenu n'atteint pas

la valeur commerciale de 65 % TO3.

29

4.4.2. Essais de tablage sur tables à secousses (Krupp et Wilfley) .

La table Krupp utilisée est un petit appareil de laboratoire,

la table Wilfley est du modèle "Half Size".

Le préconcentré magnétique a été réduit de 1 mm à 315 ym par

passages à sec en concasseur giratoire en circuit fermé avec un cri-

ble de 315 ym. En fin d'opération, il restait un refus à 315 ym re-

présentant 3 % du produit traité et titrant 1,29 % en IVO3.

Le lot - 315 ym a été tamisé (à sec) à 125 ym. On a obtenu 2

fractions : 315 - 125 ym : 61,7 % en poids (50 kg)

- 125 ym : 38,3 % en poids (31 kg)

suivant le bilan du tableau 18 bis ci-après.

125 -

0 -

0 -

315

125

315

ym

ym

ym

Poids%

61,7

38,7

100,0

Teneur %

4,28

2,80

(3,71)

W03

Répartit. %

71,1

28,9

100,0

Tableau n° 18 bis : Bilan de la séparation granulométrique dupréconcentré magnétique broyé à 315 microns.

Ces deux fractions ont été traitées selon le schéma de traite-

ment ci-après.

30

T.V.

V

i,

\JFigure n" 7 : Schéma de traitement sur tables à secousses

La petite table Ti effectue un écrémage permettant d'obtenir :

- un concentré très pur C-\

- un rejet alimentant la table "Half Size" T2-

La table "Half Size" effectue un ëpuisage et donne :

- un concentré secondaire C2

- un rejet stérile R.

Un mixte M qui est recyclé, sauf en fin d'alimentation où il est

recueilli et représente alors un produit restant sur la table en fin

d'essai. Ce produit n'existerait pas â l'échelle industrielle.

La fraction 0-125 \m a été traitée au débit de 47 kg/h.

La fraction 125-315 ym a été traitée au débit de 176 kg/h.

Les bilans de ces séparations sont reportés au tableau n° 19.

31

Concentré

Concentré épuisage

Rejets

Mixte de rinçage

Aliment.calculée

Fraction 0-125um

Poids%

1,53

3,62

92,00

2,85

100,00

wo 3

Ti tre%

46,40

36,70

0,57

8,37

2,80

Repart%

25,35

47,41

18,72

8,52

100,00

Fraction 125-315ym

Poids%

3,83

2,75

90,00

3,42

100,00

wo 3

Titre%

69,23

43,50

0,15

8,75

4,28

Repart."55

61,90

27,96

3,15

6,99

100,00

Tableau nc 19 : Bilan des essais de traitement sur tables Krupp et

V/ilfley.

Si l'on suppose que les produits de rinçage se répartissent en-

tre concentrés d'épuisage et rejets avec les mêmes rendements en

poids et tungstène que le produit alimentant la table T2 (cf. figure

n° 7), on obtient le bilan suivant :

Concentré

Conc.épuisage

Rejets

Aliment.calculée

Fraction 0-125ym

Poids

1,53

3,73

94,74

100,00

wo3

Titre%

46,40

40 ,27

0,62

2,80

Re'p ar1%

25,36

53 ,66

20 ,98

100,00

Fraction 125-315pm

Poids

3,83

2,85

93,32

100,00

WO

Ti tre%

59,23

51,54

0,18

4,29

3

Réptart-%

61,88

34,21

3,91

100,00

Tableau n° 20 : Bilan des essais après répartition des mixtes entre

concentrés et rejets .

32

En regroupant les concentrés obtenus, on obtient les résultatssuivants : (tableaux n° 21 et 21 bis)

Concentrés

Rejets

Aliment.Calculée

Fraction 0-125ym

Poids%

5,26

94,74

100,00

wo3

Titre %

42,05

0,62

2,80

Répart. %

79,02

20,98

100,00

Fraction 125-315ym

Poids%

6,68

93,32

100,00

wo3

Titre %

61,68

0,18

4,29

Répart. %

96,09

3,91

100,00

Tableau n° 21 : Bilan synthétique des tablages.

Concentré 0-125 um

Concentré 125-315 um

Concentré global

Stériles 0-125 ym

Stériles 125-315 m

Stériles globaux

Alimentationrecalculée

Poids %

0 - 315 um

2,01

4,12

6,13

32,29

57,58

93,87

100,0

WC-3

Teneur %

42,05

61,68

(55,24)

0,62

0,18

(0,35)

(3,71)

Répart. %

22,84

68,92

91,16

6,06

2,78

8,84

100,00

Tableau n° 21 bis : Bilan global du tablage .

Ces bilans montrent que par tablage :

Sur la fraction 0-125 ym (38,7 % en poids du préconcentré), une

teneur de l'ordre de 50 % semble être un objectif raisonnable. Cette

33

fraction devra être traitée après une ou deux coupures granulométri-

ques - à 60 et 30 ym par exemple - chaque fraction étant ensuite ta-

blée séparément, la dernière sur tables à fines, genre Bartles-Mozley

(cf.4.4.1. ) .

La fraction 125-315 vm permettra d'obtenir, après optimisation

des réglages, un produit marchand titrant 65 % WO3 avec un rendement

en métal de l'ordre de 95 %. En changeant les dimensions de coupure,

en traitant par exemple deux fractions 315-160 et 160-80 vm, on peut

espérer obtenir ce bilan sur une fraction plus large du produit pré-

concentré .

Globalement, on obtient un concentré titrant 55 % WO3 et rassem-

blant 91 % du tungstène de l'alimentation.

Il convient de rappeler que le produit traité au cours de ces

essais était un préconcentré de S.M.H.I. titrant 3,67 % en TO3 et

contenant 73 % du tungstène contenu dans le tout-venant (cf. tableau

n° 15).

34

4 , 5 . Séparations densimétriques au laboratoire du tout-venant réduit à

1 IM .

Des essais de séparation en liqueur dense ont été effectués par

tranches granulométriques à Vandoeuvre ; les résultats figurent dans

le tableau n° 22 ci-après (13).

Tableau n° 22

Tranchetraitée

ym

500 - 1 000

250 - 500

160 - 250

100 - 160

Produits

< 2,7

2,7 - 3,3

> 3,3

Reconstitué

< 2,7

2,7 - 3,3

> 3,3

Reconstitué

< 2,7

2,7 - 3,3

> 3,3

Reconstitué

< 2,7

2,7 - 3,3

> 3,3

Reconstitué

Poids %

39,92

59,09

0,99

100,00

45,06

53,83

1,11

100,00

53,04

45,48

1,48

100,00

49,16

49,40

1,44

100,00

VD3 %

Teneur

0,046

0,102

23,501

0,311

0,062

0,097

23,465

0,341

0,031

0,097

21,505

0,379

0,091

0,099

24,553

0,447

Répartition

5,90

19,36

74,74 •

100,00

8,20

15,33

76,47

100,00

4,34

11,65

84,01

100,00

10,00

10,94

79,06

100,00

Granulodensimétrie des produits broyés (Centre

de Valorisation des Matières Premières à

Vandoeuvre).

35

4.6. Essais de traitement gravimétrique des fines .

Ces essais ont été faits sur équipement Bartles-Mozley, sur des

•fines inférieures à 100 microns, à titre de comparaison avec les

essais réalisés par S.M.H.I, (cf. tableau n° 16 et 16 bis), sur du

minerai tout-venant.

Un échantillon représentatif de 10 600 g du lot utilisé pour les

essais de S.M.H.I. (cf. §4.1) a été prélevé après concassage inter-

médiaire à - 5 mm et tamisé en voie humide à 100 ym, la fraction con-

tenant les fines - 1 00 ym a été quartée :

Une moitié a été expédiée telle quelle à Bartles, constructeur

d'appareillage spécialement destiné au traitement gravimétrique des

fines particules.

L'autre moitié a été expédiée après cyclonage et élimination

des fines inférieures à 10 ym.

Bartles a traité ces échantillons en laboratoire. Voici les ré-

sultats de ces traitements :

RejetsMixtes 1

2345

Concentré

Alim.Calculée

T . V . fines-lOOym

Poids

16,7015,8237,3121,337,270,950,62

100,00

wo 3

Titre %

0,0940,0310,0210,0310,0732,02

50,80

0,375

Repart %

4,21,32,11,81.45,2

84,0

100,0

fines -lOOym deschlammées

• Poids

32,7626,9025,8911,232,45

0,77

100,00

WO,

Titre %

0,0680,0520,0470,0630,45

40,60

0,379

Repart %

5,93,73,2

1,92,9

82,4

100,0

Tableau n° 23 : Bilan des essais de traitements sur table

Bartles-Mozley .

36

Remarque :

Les meilleurs résultats étant obtenus, contrairement à toute

attente, sur alimentation non déschlammés, mériteraient d'être con-

firmés .

Comparaison avec les résultats S.M.H.I. :

A partir du tableau n° 16, en ne considérant que le traitement

par S.M.H.I. de la fraction inférieure à 100 microns (somme des

fractions 50-100 ym, 40-50 ym, 30-40 ym, < 30 ym). On peut écrire

que l'on obtient le résultat suivant :

Concentré S.M.H.I.

Rejet S.M.H.I.

- 100 ym entrantS.M.H.I. calculé

Poids %

8,42

91,58

100,00

Titre %

2,73

0,094

0,32

Répartition \

72,8

27,2

100,0

Tableau n° 24 : Bilan de traitement par S.M.H.I. de fines < 100 ym.

A partir du tableau n° 23 , si l'on considère que l'on ne fait

que cinq passages sur table, en regroupant les mixtes 5 et le pré-

concentré, on obtient le résultat suivant :

Concentré tablage

Rejet tablage

Alimentation tablage- 100 ym

Poids %

1,57

98,43

100,00

wo3

Titre %

21,28

0,041

0,37

Répartition 1

89,2

10,8

100,0

Tableau n° 24 bis : Bilan de traitement par table Bartles-Mozley

des fines < 100 ym

37

La comparaison de ces deux tableaux, réserves faites des diffé-

rences entre conditions opératoires, montre la supériorité d'un

traitement sur table Bartles-Mozley sur la S .M.H.I, pour ce qui

est du traitement des fines inférieures à 100 ym, d'un minerai

tout-venant non deschlainmé. Cette comparaison mériterait d'être

faite également sur des tranches granulométriques plus fines (di-

mension inférieure à 30 ym par exemple).

4.7. Bilans industriels escomptables après travaux complémentaires (1981

19831.

4.7.1. Récapitulation des différents résultats obtenus .

- Comparaison de la S.M.H.I, et d'essais de laboratoire :

ConcentréRejet

Aliment.calculée

Poids%

594

100

,67,33

,00

TO3

Titre %

30

0

,67,082

,29

Distr.l

72,27,

100,

91

0

Bilan de préconcen-tration par S.M.H.I,en milieu humide surminerai - 1 mm

- Bilan de separation par ligueurs denses en laboratoire :

sur minerai 0,25-2,5mm

densité : 3,0

(15) = réf. biblio-graphique en find 'annexe.

sur minerai 0,10-1,0mm

densité : 3,3

(13)

Concentré (lourd)Rejet (léger)

Alimentation

5,994,1

100,0

5,40,11

0,42

75,524,5

100,0

ConcentréRejet

Alimentation

198

100

,19,81

,00

230

0

,27,079

,355

77,22,

100

9406

,00

sur minerai 100-20 ym

densité : 2,95

(7)

sur ce même minerai,non deschlammé, lebilan devient celui-ci(7)

ConcentréRejet

Alimentation

6,2793,73

100,00

3,6620,058

0,28

80,8319,17

100,00

ConcentréRejetFines - 20 ym

Alimentation

5,5783,3011,13

100,00

3,6620,0580,167

0,27

74,2717,618,12

100,00

38

- Par flottation avec oléine et fuel-oil, on obtient en laboratoire

sur minerai 10-100 \un

(5)

sur ce même minerai,non deschlammé, lebilan devient celui-ci

Concentré (mousses]Stérile (rejet)

Alimentation

6,893,2

100,0

3,030,03

0,23

88,0411,96

100,00

ConcentréStérilesfines - 10 ym

Alimentation

6,1884,659,17

100,00

3,030,030,16

0,23

83,3411,325,34

100,00

Ceci en admettant que les Schlamms - 10 microns soient les mêmes sur

ce minerai ( < 100 ym titrant 0,23 % WO3) que sur le minerai traité

à 2,95 ( < 100 ym titrant 0,27 % WO3 vu au tableau n° 1).

- comparaison des résultats d'essais extrapolables industriellement ¿

ConcentréRejet

Al iment.calculée

Poids

594

100

,67,33

,00

Titre %

30

0

,67,082

,29

Distr

72,27,

100,

.%

91

0

Bilan de préconcentra-tion par S.M.H.I, enmilieu humide surminerai - 1 mm

- Bilans de séparation par cyclonage en milieu dense :

sur minerai 0,25-2,5 mm(densité de pulpe :2,67sous 1,7 kg/cm2-)

(15)

sur minerai 0,5-4 mm(densité de coupure :2,47)

(8)

ConcentréRejet

Alimentation

9,190,9

100,0

3,600,01

0,34

97,52,5

100,0

ConcentréRejet

Alimentation

41,858,2

100,0

0,700,05

0,32

90,99,1

100,0

39

La fraction - 0,5 mm non traitée, représente 23 % en poids et

18 % en WO3 du minerai - 4 mm. Elle titre 0,23 % en WO3.

- bilan de séparation par tablage :

Par tablage sur minerai broyé à 630 ym, il a été obtenu :

(10) Concentré

Mixtes

Rej ets

Poids %

0,54

6,13

93,33

100,00

TeneurWO3 %

26,10

0,31

0,059

0,22

Récupér.%

67,00

8,28

24,72

100,00

L'ensemble des différents résultats inspire les réflexions

suivantes :

. Gravimétrie :

Les résultats des séparations gravimétriques après une réduction

granulomêtrique relativement fine apparaissent très beaux, tant au

niveau du laboratoire qu'à celui des essais directement extrapolables

industriellement, et tout spécialement par cyclonage en milieu dense

- encore que ceux obtenus par MALMENE nécessitent confirmation, vu

la récupération exceptionnellement élevée auxquels ils aboutissent

II faut noter par ailleurs, que le cyclonage en milieu dense a

fait des progrès importants ces dernières années, spécialement en ce

qui concerne les domaines granulometriques traitables : il existe en

France une installation traitant du 0,3-1,6 mm (Glommel à Denain-

Anzin) et F.C.B. monte une installation pilote destinée à traiter du

0,1-1 mm.

Les équipements de type Bartles-Mozley donnent également de très

bons résultats sur les fines inférieures à 100 ym.

40

. Flottation :

La flottation en discontinu réalisée au laboratoire donne de

bons résultats ; il faut cependant noter que si les travaux de la-

boratoire sur la flottation de la wolframite ont été nombreux, ils

n'ont guère abouti à des réalisations industrielles (le projet "Mount

Pleasant" dans le Nouveau Brunswick inclut cependant, semble-t-il,

une phase de flottation suivie d'un traitement chimique du préconcen-

tré) .

Le passage en continu posera des problèmes de réglage d'une part,

et le relavage des concentrés d'ébauchage n'est pas résolu d'autre

part : le relavage par flottation n'est pas au point, le relavage

par un procédé graviinétrique serait- pour le moins très fortement han-

dicapé par la présence de réactifs de flottation.

. Séparation magnétique à haute intensité :

Les résultats obtenus dans ce domaine apparaissent bons et sont

extrapolables industriellement.

4.7.2. Différents schémas envisageables et bilans correspondants .

A l'issue de ces travaux complémentaires effectués, deux sché-

mas de traitement différents apparaissent susceptibles d'améliorer

de façon très significative les résultats industriels obtenus autre-

fois sur les Montmins :

- une préconcentration par S.M.H.I. en voie humide suivie

d'une concentration gravimétrique

- une préconcentration par cyclonage en milieu dense

suivie soit d'une concentration gravimétrique, soit

d'une concentration par S.M.H.I.

- Bilan escomptable d'une préconcentration par S.M.H.I. suivie d'une

concentration_gravimétrique :

Les essais de préconcentration par S.M.H.I. humide, dont les

résultats sont consignés dans le tableau n° 15, les essais de concen-

tration par tablage en pilote (tableau n° 21 et 21 bis) et les es-,

sais de traitement des fines sur tables Bartles-Mozley (tableau n° 23)

41

permettent d'établir un bilan escomptable des opérations de précon-

centration par S.M.H.I. et de concentration gravimétrique donnée ci-

dessous, tableau n° 25 .

Ce tableau est établi en tenant compte des hypothèses suivantes

- les résultats de S.M.H.I. sont ceux obtenus en essai

pilote, après broyage à 1 mm ; or, on a vu (tableaux

n° 16 et 16 bis) qu'un broyage à moins de 1 mm avant

S.M.H.I. (figures nc 4, 5 ou 6) permettrait probable-

ment d'améliorer les performances de celle-ci ;

- les préconcentrés de S.M.H.I. sont broyés à - 315 ym

et tablés en 2 fractions : l'une 315-100 ym qui se

tablera selon les mêmes rendements en poids et WO3

que la fraction 315-125 ym (tableau n° 19); l'autre

- 100 ym étant traitée sur table Bartles-Mozley et

donnant les résultats très voisins de ceux vus au ta-

bleau n° 18.

Produits

Concentré tablage315-100 ym

Concentré tablage - 100 ym

Rejet prêconcentrationS.M.H.I.Rejet tablage315-100 ym

Rejet tablage - 100 ym


Poids

0,28

0,05

94,33

3,97

1,37

100,00

W)3

Titre

61,5

58,0

0,082

0,18

0,3

0.29

Répartition

59,4

9,4

27,1

2,5

1,6

100,0

Tableau n° 25 Bilan escomptable des traitements de la wolfra-mite des Montmins par S.M.H.I. et tablages .

42

II ressort de ce tableau que les procédés de traitement mis en

oeuvre en 1982 permettraient d'obtenir, à partir d'un minerai ti-

trant 0,3 % en WO3, un concentré à 61 % en IO3 avec un rendement de

68,8 % en métal. Il convient de noter qu'au cours de ces essais, ni

la S.M.H.I. (broyage insuffisant en amont), ni le tablage (faute de

quantité suffisante de préconcentré à traiter), n'ont été optimisés.

L'optimisation de ces traitements entraînerait : en S.M.H.I., une

augmentation des rendements - en tablage, une augmentation des ti-

tres, avec une chute acceptable des rendements (cf. tableau n° 19) :

un titre de concentré de 69,2 % WO3).

- Bilan ^S£<^mptabêj3lynjî£^lona_ge_en^_milieu dense et d'un traite-

ment par tableJBartles-Mozley des fines inférieures à 100 microns

Faute de moyens directs d'estimer les résultats d'une précon-

centration par milieu dense,après réduction à 1 mm,sur du 0,1-1 mmj

un bilan a été fait en considérant d'une part, les résultats de la

séparation densimétrique à d = 3,3 sur une fraction 0,1-1 mm, d'au-

tre part, les résultats Bartles-Mozley sur du - 0,1 mm (tableaux n°

22, 2 3 ) .

Sur la fraction 0,1-1 mm, le bilan métallurgique est, d'unepart surévalué, car il ne fait pas intervenir l'imperfection desappareils et, d'autre part, sous évalué, car il assimile les pro-duits de densité comprise entre 2,7 et 3,3 à des stériles.(tableaun°22).

Par ailleurs, faute de données, il n'a pas été possible d'esti-

mer les résultats d'une concentration de ce préconcentré ; on doit

cependant penser qu'il serait très bon (rendement supérieur ou éga-

le à 95 %) soit par S.M.H.I., soit par tablage pour faire passer le

produit à une teneur de l'ordre de 65 % après rebroyage à environ

600 um . On aboutirait alors à un rendement global de 1'ordre de

43

Fraction

gr anuí orné tr ique

500 - 1 000 um "

250 - 500 um "

160 - 250 um "Aß

100 - 160 um "

100 um ""


Poids

%

19,13

29,91

10,12

13,67

27,17

100,00

Titre %

W 0 3

0,311

0,341

0,379

0,447

0,379

0,364

Renc^.-poids %concentré

s/fract.

0,99

1,11

1,48

1,44

0,77

-

s/- T . V .

0,19

0,33

0,45

0,20

0,21

1,08

Rend t . 1C 3 %concentré

s/fract.

74,74

76,47

84,01

79,06

84,00

-

s/T . V .

14,29

22,87

8,50

10,81

22,82

79,29

" tnjx¿tzmznt pan. LiqazuA dz dzmZtí 3,3 en Zn.boAato¿n.zî::c btaítzmznt pan ta.bla.gz ckzz BaA¿¿z¿>-Moz¿zy

Titre %

TO3

conc.

23,50

23,46

21,51

24,25

50,80

30,85

précon-centrécalculé

Tableau n° 26 : Bilan escomptable des traitements de la wolframite des

Montmins - 1 mm par cyclonage en milieu dense et tablage

des fines .

44

5. CONCLUSIONS .

A la suite de cette étude effectuée sur le minerai des Montmins,

il semble que des voies nouvelles permettent d'espérer une amélioration

notable, de l'ordre de 20 % des rendements obtenus autrefois dans l'uni-

té industrielle des Montmins.

Il serait à conseiller, au cas où cette amélioration pourrait per-

mettre d'envisager une reprise de l'exploitation, de confirmer les résul-

tats précédents par :

- des essais pilotes de préconcentration par cyclonage en

milieu dense sur du 0,1-1 mm (cf. installation F.C.B. à

Fontainebleau)

- des essais pilotes de S.M.H.I. avec concentration

gravimëtrique des prêconcentrés.

- des essais de confirmation des résultats de tablage des

fines inférieures à 100 ym

0

000

45

B I B L I O G R A P H I E

(1) Laboratoires Minerais & Métaux PENARROYA - Rapport G.E.N.525 - 25 mai 1960

(2) Laboratoires Minerais & Métaux PENARROYA - Rapport G.E.N.526 - 31 mai 1960

(3) Laboratoires Minerais & Métaux PENARROYA - Rapport G.E.N.552 - 28 février 1961

(4) Laboratoires Minerais & Métaux PENARROYA - Rapport G.E.N.570 - 7 juin 1961

(5) Thèse soutenue par G. BARBERY à l'Impérial College - Londres 1968

(6) MINEMET, Centre d'Etude et d'Analyses - Rapport RE 68 - 029 - 24 septembre 1971

(7) MINEMET, Centre d'Etude et d'Analyses - Rapport RE 68-023 (1) - 29 août 1968

(8) MINEMET, Centre d'Etude et d'Analyses - Rapport RE 68-023 (2) - non daté

(9) Rapport B.R.G.M. - 69 RME 30 VDEM - juillet 1968

(10) Rapport B.R.G.M. - 73 SGN 050 MIN - février 1973

(11) Note SGN/MIN/83/n° 314-16 avril 1982

(12) Annales des Mines - 1956 - XII, pages 3 à 24

(13) Communication personnelle de M. R. HOUOT

(14) Contribution à l'étude de la flottation de la wolframite - R. HOUOT

Sciences de la Terre - Mémoire n° 7 - Nancy - Octobre 1965

(15) Utilisation du cyclone en milieu dense dans la concentration des minerais

métalliques - J. MAUMENE

Sciences de la Terre - Volume n° 4 - 1957.

0

000

Documents

ÉTUDE POUR L'APPLICATION DES PROCÉDÉS …infoterre.brgm.fr/rapports/83-SGN-217-MIN.pdf · Les principales caractéristiques de la minéralurgie des minerais de tungstène sont