Brevet FR2220313A1 — publié le 19741004

La présente invention concerne un perfectionnement aux procédés de récupération par flottation des sulfures et des minéraux non sulfurés à partirde'minerais, notamment les minéraux de cuivre, de nickel et de molybdène, dans lesquels des collecteurs anioniques sulfhydryles sont utilisés comme agent collecteur. Dans la méthode usuelle de flottation employée pour obtenir les minéraux sulfurés à partir de minerais, les pertes maximales de résidus se produisent généralement dans les fractions fines, ctest-à-dire correspondant à des tamis de moins de 325 mailles ou même plus fines, ctest-à-dire. inférieures à 20 microns, et dans la fraction la plus grossière du broyage qui normalement contient le plus grand pourcentage de particules mixtes. L'invention utilise des collecteurs anioniques sulfhydryles et, dans son application probablement la plus importante sur le plan économique, permet ainsi une récupération assez importante des minéraux sulfurés puisqutelle parvient à extraire efficacement les minéraux présents dans ces dites fractions. L'invention ne dépend pas généralement du collecteur utilisé mais est axée sur la préparation de pulpes pour récupérer par flottation au moins les minéraux sulfurés présents. Le terme "collecteurs anioniques sulfhydryles" utilisé ici se réfère à tout collecteur, ou naison de collecteurs, anionique relié à un soufre qui, selon les tests classiques, a été choisi pour une application spécifique de flottation. Les collecteurs anioniques sulfhydryles sont décrits et classés dans "Flottation", 2ème édition, de A.ML Gaudin, Mc Graw Book Co Inc.,New York 1967, p. 181-184. Le terme "circuit de conditionnement d'agitation't peut comprendre une et, de préférence, plusieurs unités individuelles de conditionnement d'agitation dans lesquelles les unités sont montées en série, la pulpe s'écoulant d'un agitateur dans le suivant. Le terme "étape de conditionnement d'agitation" peut s'appliquer à une seule unité aussi bien qutà plusieurs agitateurs. Un circuit de conditionnement d'agitation peut comporter de une à trois, ou mme davantage, étapes de conditionnement d'agitation dans lesquelles les agitateurs sont montés en série. La caractéristique distinctive entre chacune de ces étapes réside dans le fait d'ajouter un agent acide ou alcalin pour modifier le pH à l'intérieur du circuit.Par exemple, si avant de parvenir à l'activation intense finale dans une étape de conditionnement d'agitation à un pH compris entre environ 8 et 12, on choisit d'utiliser une étape de conditionement acide préalable dans laquelle, après le circuit de broyage2 onajouterait de l'acide sulfurique à la pulpe pour abaisser le pH entre environ 1,2 et 6,5, la pulpe serait norma lement conditionnée avec un minimum de 3 agitateurs montés en série. Dans l'agitateur nO 1, le pH de la pulpe peut etre égal à 1,2 alors qu'à la sortie du troisième agitateur, le pH de la pulpe peut atteindre 7. Ceci peut être défini comme la première étape de conditionnement d'agitation du circuit.La pulpe passera de l'agitateur nO 3 à l'agitateur n04 et cette seconde étape pourrait comprendre 2 agitateurs nO 4 et 5. Puis l'on ajoute de la chaux ou hydroxyde de calcium à l'agitateur nd4 de façon que le pH atteigne un point optimal situé entre 8 et 12. Ceci constitue le commencement de la deuxième étape de conditionnement d'agita tion. Dans l'agitateur n04 de cet exemple, on ajoute également un collec teur anionique sulfhydryle. Le pH dans ce réservoir 4 peut être au début égal à 10,5 et à la sortie du réservoir 5, tomber à 10. La pulpe venant du réservoir 5 peut alors s'écouler dans 3 agitateurs supplémentaires entés en série 6, 7 et 8.Dans le réservoir 6, qui constitue le commen cement de la troisième étape de conditionnement d'agitation, on ajoute de nouveau de la chaux pour élever le pH de la pulpe à 11,6. On peut également ajouter un collecteur supplémentaire dans ce dit réservoir. Lors de son parcours à travers les réservoirs 6, 7 et 8, le pH de la pulpe, à la sortie du réservoir 8, peut être tombé à environ 11,2. Ceci constitue la fin de la troisième étape de conditionnement d'agitation. Les minéraux sulfurés valables, et la pyrite éventuellement contenue dans la pulpe sortant du réservoir 8, sont à l'état intensément activé conforme à l'in vention.On ajoute un agent moussant dans le réservoir 8 et la pulpe s'écoule vers le premier circuit de flottation. I1 faut noter que, dans ce cas précis où existe un conditionnement d'agitation continu, le trait caractéristique des étapes de conditionnement d'agitation réside dans l'addition d'un agent acide ou alcalin pour modifier substantiellement la fourchette du pH à l'intérieur des étapes individuelles du conditionnement d'agitation. Dans un circuit de conditionnement d'agitation, on peut utiliser une combinaison de réservoirs et de cellules de flottation. Ainsi, après le réservoir 8 dans lequel la pulpe coule ou est pompée vers les cellules de flottation, on peut ajouter un agent moussant ou collecteur à une ou plusieurs unités de flottation, l'air étant détourné, et les cellules représentant la période finale de conditionnement d'agitation avant la flottation. Si l'on @tilise plusieurs cellules de flottation en série comme réservoirs de conditionnement d'agitation, une différendiation semblable s'applique. i Le terme "étape de conditionnement d'agitation " s'applique à l'agitateur spécifique ou cellule de flottation en série, le premier agitateur dans lequel pénètre la pulpe étant référencé comme étape n01; ou bien il concerne un seul agitateur. Par "agent acide", il faut comprendre un agent tel que l'acide sulfurique, acide sulfureux et anhydride sulfureux1 utilisé pour abaisser le pH dans la gamme des pH alcalins ou réduire le pH de la pulpe à un niveau désiré dans la gamme des pH acides compris entre environ l,2 et 6,5. Le terme "agent sulfurant" désigne un agent tel que le sulfure acide de sodium, le sulfure ou polnsulfure de sodium, le sulfure de calcium, et l'hydrogène sulfuré, dont l'utilisation dans le circuit selon l'invention, lorsque appliqué à des minerais du cuivre, forme semble-t-il un film de sulfure de cuivre sur certains minéraux de cuivre non sulfurés; ceci a pour effet que ces minéraux minéraux sont revêtus par des collecteurs anioniques sulfhydryles et, par suite, récupérés par flottation Les termes "sulfure de cuivre" ou "minéraux de sulfure de cuivre s'appliquent non seulement aux minéraux tels que chalcocite ou covellite mais aussi aux minéraux complexes de sulfure de cuivre tels que chalcopyrite, sulfure de fer-cuivre et autres sulfures de cuivre complexes obtenus usuellement dans les gisements de cuivre. I,es termes "sulfure nickel" ou "minéraux de sulfure de nickel" s'appliquent principalement à la "pentlandite", qui est un sulfure de ferro-nickel, mais aussi aux minéraux de nickel tels qu@ La "millerite", sulfure de nickel. Lostermes "sulfure de molybdène" ou "minéraux de sulfure de molybdene" -^ rapportent j la molybdénite quant à ceux de "sulfure de plomb" ou "minéraux de sulfure de plomb" @ls désignent la galène Le terme "@gent @lcalir" désig@e an agent tel que la chaux, l'hydroxyde de @alcium, le carnonate de sodium et un mélange d'hydroxyde de calcium ou de chaux avec du parbonate de sodium ou de potassium d'hydroxydes de sodium t d'ammonium cet agent alcalin est utilisé pour élever le pH de la pulpe. Le terme "activation intense" désigne un stade d'activation dans lequel au moins les minéraux recherchés sont si fortement activés que les surfaces des minéraux sulfurés peuvent recevoir et conserver un revetement de collecteur très efficace leur permettant, de ce faits de parvenir à la flottation en un délai beaucoup plus bref que celui obtenu usuellement et, en outre, de ne pas tomber dans le circuit d'épuration où le pH peut être notablement supérieur à celui utilisé dans le circuit primaire, et également nettement plus élevé que le pH optimal accepté pour la flottation des minéraux récupérables souhaités.L'activation intense ne désigne pas l'activation importante et la récupération de minéraux autres que les minéraux de sulfurede valeur,et et l'expression est utilisée pour établir une distinction entre les méthodes usuelles connues à ce jour dans lesquelles la récupération des minéraux s'opère en une étape où sont ajoutées avant, et durant la flottation, des quantités beaucoup plus petites de collecteur anionique sulfhydryle en vue de recueillir, au cours du cycle complet de flottation, de plus en plus des minéraux recherchés tout en ne récupérant pas les autres minéraux contenus dans le minerai. La concentration relativement élevée de collecteur utilisée en un ou plusieurs points du circuit constitue l'une des caractéristiques de l'invention.Ainsi, si l'on active intensément de façon à revetir efficacement les minéraux de sulfure de cuivre dans une ou plusieurs étapes de conditionnement d'agitation entre le circuit de broyage et le circuit primaire de flottation, on peut utiliser, selon l'invention, en ce seul point, trois fois la quantité de collecteur qui serait utilisée dans le circuit total de flottation en appliquant, au mame minerai, les méthodes classiques. Lorsque les résultats optimaux du procédé selon l'invention sont atteints, la quantité totale de collecteur utilisée, comparéeaux méthodes classiques, varie d'environ la même quantité à 4cl)% selon les caractéristiques de chaque minerai. On n'explique pas ce phénomène. L'expression "concentration suffisante de collecteur" signifie que la quantité de collecteur présente en ce point défini du circuit est une quantité suffisante pour produire ou maintenir en combinaison avec d'autres éléments de l'invention, l'excellente capacité de flottation des minéraux sulfurés; ceci constitue une caractéristique du procédé de l'invention. Le terme "gramme/tonne" des différents réactifs est une donnée qui s'applique, sauf précision contraire,à la quantité pondérale totale fournie Le terme "agent de dispersion" s'applique ici à un agent non délétère pour la flottation des minéraux sulfurés, et qui tend à créer des conditions de dispersion dans la pulpe, au p11 existant, de façon à faire tomber les résidus de minéraux de roche favorable non sulfurés dans la ou les étapes suivantes de flottation.Si l'on utilise un agent de dispersion, les actions ou réactions chimiques et physiques qui surviennent dans les conditions selon l'invention avec une concentration relativement élevée d'agent dispersant par rapport à celle employée dans les méthodes classiques, restent incompréhensibles notamment en ce qui concerne l'intense activation exercée par cet agent dispersant pour la récupération des minéraux sulfurés. Le terme "conditionnement d'agitation" utilisé ici établit une distinction importante entre le procédé de l'invention et les méthodes classiques. Le brevet américain nO 3 735 931 déposé par la demanderesse et délivré le 29 mai 1973, décrit un circuit de conditionnement d'agitation placé avant la flottation. Sur un plan pratique, les agitateurs sont des réservoirs cylindriques équipés d'un mécanisme de type à rotors, pouvant comporter un seul ou deux rotors l'un au-dessus de l'autre monté sur une seule tige. En mélangeant les réactifs avec la pulpe pour obtenir le revêtement de collecteur des minéraux sulfurés, la méthode classique utilise des vitesses d'agitation les plus faibles possibles, le but principal recherché étant de maintenir les solides en suspension dans la pulpe et de distribuer, dans cette dernière, les réactifs. C'est ainsi que Taggert écrit, section 12, p.20, "avec de grands réservoirs contenant des pulpes fines soumises à une faible agitation, tels que de lents balayages, le but principal, à savoir la dispersion des réactifs, sera atteint". Avec des minerais grossièrement broyés, en raison des caractéristiques de sédimentation des particules grossières, on utilise de petits réservoirs soumis à une agitation plus vigoureuse de façon à empecher le dépôt de ces dites particules. Le terme "vigoureuse agitation" signifie une circulation rapide de la pulpe à l'intérieur de chaque agitateur en augmentant nettement la puissance du ou des mécanisme d'agitation par rapport à celle nécessaire pour maintenir en suspension un produit finement broyé du minerai, à une densité en vrac donnée. Le terme "violente agitation" n'implique pas seulement la définition ci-dessus mais définit généralement l'utilisation du mécanisme d'agitation à une puissance supérieure de 200% à celle requise pour maintenir en suspension le produit finement broyé du minérai à une densité en vrac donnée; cette agitation étant de plus assez violente pour projeter la pulpe à l'intérieur de l'agitateur et pour entraîner l'air avec celle-ci. D'après le brevet américain, nO 3 735 931, précédemment mentionné, il apparait clairement que l'on n'a pas souligné que l'importance du type de conditionnement d'agitation produit était la résultante d'une énergie élevée appliquée à la pulpe par les mécanismes d'agitation en vue d'obtenir des résultats optimaux. Dans tous les cas, cet apport d'énergie élevée produit une vigoureuse agitation, variable selon la quantité d'énergie requise par les mécanismes d'agitation pour obtenir les meilleurs résultats métallurgiques de l'invention. Cette énergie élevée requise peut être mesurée par la puissance en CV des moteurs entrainant les mécanismes de conditionnement d'agitation et convertie en kW-heure/tonne de minerai traité. En vue d'obtenir des résultats optimaux avec les circuits de conditionnement d'agitation selon l'invention, il est préférable d'utiliser le schéma d'agitateur décrit ci-après. Le terme "mécanisme d'agitation" désigne le ou les rotors fixés sur une tige pivotante et agencés de façon que, combinés avec d'autre fracteurs d'agitation, tels que des stators, vitesse de rotation, conception du réservoir, ils remplissent les conditions requises d'agitation de la pulpe. Un seul agitateur peut être équipé d'un ou de plusieurs mdca- nismes d'agitation fixés A chaque tige individuelle, ou d'un certain nombre de mécanismes d'agitation. Chaque mécanisme d'agitation peut être entraîné par son propre moteur et dispositif d'entratnement. Ou bien un seul moteur peut, à l'aide d'un système de courroies en V et de poulies, entraîner deux ou plusieurs mécanismes. En laboratoire, où le rendement métallurgique est optimisé, on a utilisé un double mécanisme d'équipement classique de flottation, tel que la cellule de flottation du laboratoire de Denver, dans laquelle le mécanisme d'agitation consistait en un rotor et un stator et, également, la cellule de flottation du laboratoire de Fagergren constituée pareillement d'un rotor et d'un stator. Dans ce travail de recherche, on a découvert que la vitesse du rotor constituait un facteur important pour optimiser les résultats. Dans tous les cas, concernant le programme de recherches en laboratoire, la vitesse des rotors devait etre augmentée suffisamment pour obtenir une agitation vigoureuse de la pulpe, en vue d'obtenir les meilleurs résultats. Au début des recherches de l'inventionS ce facteur d'apport d'énergie élevée communiquée aux solides dans la pulpe et la vitesse d'agitation résultante comparativement élevée ne furent pas pleinement appréciés; il fallut attendre une date ultérieure pour constater leur importance sur de nombreux minerais contenant des sulfures. On remarquera que sur certains types de minérais sulfurés dans lesquels la teneur en schlamm, après pulvérisation, était relativement faible, la récupération de particules. sulfurées d'une dimension inférieure à 200 mailles était quelque peu améliorée ou, en fait, plus pauvre Si l'on utilise un agent dispersant dans un circuit de conditionnement d'agitation. Ce fait fut noté dans les premiers brevets déposés par la demanderesse. Plus tard, en travaillant sur ces memes minerais, et en établissant certaines conditions de la pulpe décrites dans de nombreux exemples, on obtint une augmentation surprenante dans la récupération lorsqu'on augmenta notablement la vigueur de l'agitation par rapport à celle requise pour garder en suspension une pulpe finement broyée, et en absence d'agent dispersant. Un autre résultat surprenant fut de constater l'augmentation de récupération des particules grossières mixtes. Si l'on ajoute, au circuit de conditionnement, un agent alcalin Ûu acide pour élever ou abaisser le pH, il est préférable d'utiliser une agitation vigoureuse pluttqae violente particulièrement pour absorber rapidement un agent acide. La densité de la pulpe constitue également un facteur d'obtention de résultats optimaux et le conditionnement d'agitation dans les différentes étapes est d'environ 20 à 50%, la fourchette préférentielle de l'invention étant de 30 à 50Z de solides, le pourcentage le plus élevé de solides étant utilisé au début du circuit pour descendre au plus bas à la fin de ce dit circuit. Pour établir le conditionnement d'agitation optimal en laboratoire suivi de l'optimisation des autres caractéristiques de l'invention dans lesquelles on utilise la vitesse du rotor du mécanisme d'agitation, on augmente cette vitesse progressivement jusqu'à disparition de pertes des résidus de flottation. On utilise également une vitesse de rotor plus faible et, wsi nécessaire, plus élevée. Par ce moyen, on parvient à la fourchette de vitesses optimale du rotor pour chaque étape de conditionnement d'agitation.Sur un plan industriel, on emploie le même processus, en équipant les agitateurs avec différents types de moyens décrits ci-aprbs pour varier rapidement la vitesse des mécanismes d'agitation.. Par interpolation combinée à ltexpeorience industrielle, l'énergie nécessaire à l'entraînement des mécanismes d'agitation peut être estimée en ce qui concerne l'énergie minimale requise et à la fourchette requise d'énergie optimale de façon à obtenir une récupération maximale des minéraux recherchés. Sur le plan industriel, tous autres facteurs étant identiques, les conditions d'agitation, conformes aux paramètres du schéma du mécanisme d'agitation, peuvent être mesurées par la puissance des moteurs entraînant ledit mécanisme. Cette puissance sera, à son tour, un facteur lié à l'énergie communiquée à la pulpe par les mécanismes d'agitation. Bien que l'on ne puisse expliquer entièrement ce phénomène de l'invention, il en constitue néanmoins un desfacteurs les plus importants notamment pour les particules de minerai broyées. Une caractéristique de l'invention réside dans le fait que chaque étape de conditionnement d'agitation nécessite une durée d'agitation minimale spécifique pour une vitesse minimale de rotation du mécanisme d'agitation, le moteur entraînant ce dernier possédant une puissance minimale. Si l'on augmente substantiellement la vitesse de rotation du mécanisme par rapport à cette quantité, on peut en conclure que le facteur temps est nettement réduit. Ce n'est généralement pas lé cas, ce qui indique qu'il ne suffit pas de communiquer à la pulpe une énergie suffisante pour obtenir une récupération maximale des minéraux recherchés mais que ce taux approximatif d'énergie doit être imparti à la pulpe pendant une durée suffisamment longue. En utilisant des rotors de type à palettes pour le conditionnement d'agitation, ce type de rotor a une vitesse plus faible et l'apport d'énergie, en plus de la vitesse, dépend de la dimension et de l'agencement, ainsi que de celui du réservoir. Dans la première opération industrielle à grande échelle où fut expérimenté le procédé de l'invention, on utilisa dans le circuit de conditionnement d'agitation un rotor tel que représenté schématiquement dans la figure 13. La puissance d'entraînement des diffé rents mécanismes d'agitation excédait de 50 à 200 la norme d'agitation conseillée par les fabricants pour maintenir en suspension les solides tout en respectant une marge normale de sécurité.Les deux premiers agitateurs où l'on créa des conditions d'agitation violente communiquèrent aux mécanismes d'agitation une puissance d'environ 400% supérieure aux besoins d'agitation pour maintenir les solides en suspension. Sur le plan industriel, outre le type de conditionneurs d'agitation décrit, il est évident que l'on peut-utlliser des cellules de flottation dans las circuits, cellules dans lesquelles la vitesse des rotors est ajustée à une vitesse optimale; il est préférable d'employer un minimum de deux cellules ou réservoirs montés en série pour toute étape de conditionnement d'agitation. On considere que 3 réservoirs ou 3 cellules constituent l'agencement idéal permettant de court-circuiter la pulpe et offrant le temps de séjour minimal requis pour agiter cette dernière, avec une marge de sécurité normale.On a découvert que tout excès de durée raisonnable par rapport au minimum requis n'est pas nuisible à la métallurgie dans chacune des étapes alcalines de conditionnement d'agitation selon l'invention alors qutune durée insuffisante est néfaste pour le résultat recherché. Pour cette raison, il est préférable selon l'invention d'utiliser un facteur de sécurité important où chaque étape alcaline de conditionnement d'agitation assure un temps de séjour suffisamment long de façon à obtenir les meilleurs résultats. Les méthodes classiques reconnaissent 1'importance du temps requis pour revetir de collecteur les minéraux récupérables recherchés. L'un des aspects qui différencie précisément l'invention de la méthode classique réside dans le fait que le temps optimal, dans cette dernière, pour obtenir la récupération maximale, avec une qualité acceptable de concentrés, peut être critique. Ces effets sont consignés dans "Handbook of Mineral Dressing" par Arthur F. Taggert, publié en 1947 par Wiley & Sons, Inc., New York, section 12, p.19 : "au contraire, le temps de conditionnement peut etre trop long, entraînant de ce fait la détérioration de la récupération et/ou de la qualité des concentrés; pour cette raison, après détermination du temps optimal, on doit procéder de façon à maintenir le temps aussi constant que possible". Dans de nombreuses unités, il est impossible d'atteindre et de maintenir un temps constant en raison des nombreuses variations dans le tonnage de minerai traité par le circuit de broyage. En sélectionnant le minerai dans les "récipients" et avec une capacité de broyage variable du minerai, le tonnage dans le circuit de broyage peut, en 24 heures, varier jusqu'à 40%. Dans les méthodes classiques de flottation des sulfures tels que les minéraux sulfurés de cuivre, ce temps optimal pour revêtir les minéraux de collecteurs anioniques sulfhydryles est de très courte durée; il implique normalement seulement le mélange du collecteur avec la pulpe soit avec addition1 au circuit de broyage, d'un réservoir de mixage placé après celui-ci, soit, comme dans l'une des plus modernes installations, simplement par mélange avec la pulpe venant du circuit de broyage avant de distribuer cette dernière au premier circuit de réservoirs ou cellules de flottation. En ce qui concerne la pulpe venant du circuit de broyage, le circuit de conditionnement d'agitation selon l'invention est utilisé avec, de préférence, un temps de conditionnement en excès par rapport au temps minimal requis pour des résultats optimaux. Ainsi, dans l'exemple 13, le temps de contact du collecteur avec la pulpe avant la flottation fut de 36 minutes et procura la plus faible perte en résidus enregistrée dans les différents circuits alcalins utilisés. Une telle durée, à cet endroit du circuit, n'est pas utilisée dans les méthodes classiques. La durée minimale pour une étape de conditionnement d'agitation est importante et peut varier d'environ 2 à 30 minutes. En appliquant l'invention à une pulpe de minerai placée, dans le schéma de fonctionnement entre le circuit de broyage et le circuit primaire de flottation, on utilise un temps de conditionnement d'agitation minimal d'environ 4 minutes pour une densité de pulpe comprise entre environ 25 et 50% de solides, Si on utilise une étape individuelle de conditionnement d'agitation sur un produit de flottation pour augmenter l'activation de minéraux faiblement activés,telle que celle contenue par exemple dans un concentré brut, de résidu, ou de produit plus propre, le temps de conditionnement d'agitation nécessaire peut être inférieur à 4 minutes, pour des densité variant de 15 à 45X de solides.Sur le plan industriel, le temps de séjour de la pulpe peut être calculé d'apres le tonnage traité et la densité de la pulpe. Le temps de séjour dans de nombreuses étapes de conditionnement d'agitation- décrites ici ignore le facteur de court-circuitage, facteur qu'il faut prendre en considération à l'échelle industrielle. Selon le mode de réalisation préf érentielde l'invention dans le traitement des minerais où la majeure partie des minerais de valeur sont sous forme de minéraux de cuivre sulfurés ou de minéraux de molybdène sulfurés, le temps minimal de conditionnement d'agitation est d'environ 4 minutes en utilisant au minium deux étapes de conditionnement d'agitation. Si l'on utilise deux étapes alcalines, il est préférable d'utiliser un minimum de 4 étapes de conditionnement d'agitation. Si des quantités de valeurs de nickel sulfuré sont présentes dans la pulpes le temps minimal de conditionnement d'agitation est d'environ 8 minutes en utilisant au miminum 3 étapes de conditionnement d'agitation. Dans ce mode de réalisation de l'invention, on peut ajouter du sulfate de cuivre dans le circuit de broyage lors de la préparation de la pulpe. Si des minéraux faiblement activés apparaissent dans les diff6- rents circuits de flottation, tel qu'un concentrat de résidu venant du dernier flottage sur le premier circuit de flottation ou du flottage final du premier circuit d'épuration, ou un résidu ou produit de queue venant du premier ou d'autres épurateurs, ces produits peuvent être en partie, ou en totalité, renvoyés vers l'une ou plusieurs étapes du circuit de conditionnement d'agitation placées entre le circuit de broyage et le premier circuit de flottation. Le meilleur endroit de renvoi de ces produits peut généralement etre déterminé à l'aide d'un circuit fermé en laboratoire. La seconde et troisième différence entre l'invention et la méthode classique sont constituées par la quantité totale d'apport de puissance aux mécanismes d'agitation associée au taux de puissance, égal ou variable, communiqué à chaque mécanisme pendant le temps de séjour de la pulpe dans un circuit de conditionnement d'agitation. La puissance développée par les mécanismes d'agitation, -c' est- à-dire les rotors comportant les pertes en efficacité des moteurs et du mécanisme d'entraînement tel qu'un réducteur de vitesse, convertie en kilowatt-heure/tonne de minerai traité pendant un temps de séjour de 4 minutes, est au minimum de 0,12 kW-heure.Par exemple, si une unité traitait 400 tonnes de minerai par heure en utilisant le circuit de conditionnement de llinvention, avec un temps de séjour de 8 minutes, la puissance totale-des moteurs entraînant les mécanismes dlagitation de l'ensemble des agitateurs, serait un minimum de 400 x 0,12 x 8 = 128,7 CV 0,746 4 Si une partie ou la totalité du produit de flottation, tel qu'un concentré résiduel venant du premier circuit ou du premier circuit d'épuration5 ou une partie ou totalité des résidus venant des différents circuits d'épuration, est fournie à un circuit de conditionnement d'agitation placé entre le circuit de broyage et le premier circuit de flottation, le temps de séjour de ce nouvel apport venant du circuit de broyage doit- toujours être maintenu au temps minimal d'environ 4 minutes. Le taux d'apport d'énergie à tout mécanisme d'agitation est également important. Il peut varier dans le circuit, ainsi qu'il apparaît dans certaines figures, et le procédé d'obtention de ce taux optimal d'apport d'énergie est décrit ici. Si le taux d'apport d'énergie dans la totalité du circuit de conditionnement d'agitation est trop faible, il s'ensuivra une perte importante en résidus des minéraux sulfurés recherchés. Si par contre, ce taux est trop important, l'on n'obtiendra pas une récupération optimale. Cette dernière condition serait difficile à mettre en pratique car1 non seulement, il y aurait une perte énergie mais le maintien des mécanismes d'agitation pourrait entraîner une perte de temps et se révéler coûteuse. L'un des aspects les plus surprenantsde l'invention réside dans la découverte que, pour la première fois dans la flottation des minéraux sulfurés, la puissance utilisée pour entraîner les mécanismes d'agitation dans un circuit de conditionnement d'agitation de façon à obtenir une activation intense des minéraux sulfurés recherchés, peut être traitée de la même façon qu'un réactif. Ainsi dans les méthodes usuelles, lorsqu'un collecteur sulfuré, tel que l'amyl xanthate de potassium, est ajouté avant ou lors de la flottation de dégrossissage, des quantités minimales sont requises pour activer les minéraux recherchés. Si la quantité totale est .inférieure à ce minimum requis, la récupération des minéraux recherchés sera insatisfaisante. Par contre, si cette quantité est en excès, il peut y avoir activation de minéraux non désirés. En outre, si l'on dépasse un maximum, notamment juste avant la flottation de dégrossissage, la mousse est aplatie affectant gravement la récupération des minéraux recherchés pendant le temps normal de circuit de flottation de dégrossissage. En obtenant une activation intense des minéraux sulfurés recherchés dans le circuit de conditionnement d'agitation selon l'invention, la puissance communiquée à la pulpe par les mécanismes d'agitation peut être interprétée comme une étape ajoutée à une durée minimale, utilisant un grand nombré de mécanisme d'agitation et un nombre total minimale kilowatt-heure/tonne de solides traités. Si la quantité de puissance utilisée est inférieure à ce minimum requis, la récupération des minéraux recherchés ne sera pas satisfaisante. Par contre, si l'on dépasse un maximum, notamment pendant une durée suffisante avant la flottation de dégrossissage, cette récupération en sera affectée. L'une des raisons à cette utilisation préférentielle de nombreuses unités de conditionnement d' agitation s'explique par le fait que la puissance utilisée et, par conséquent, l'apport d'énergie aux particules solides de la pulpe à chaque étape du circuit de conditionnement d'agitation peuvent être contrôlés avec les caractéristiques d'agitation de la pulpe comme facteur secondaire, et optimisés pour obtenir l'activation intense des minéraux sulfurés recherchés. Si l'on utilise des agitateurs de grand diamètre, il est préférable d'employer de nombreux mécanismes d'agitation de façon que l'énergie maximale communiquée aux particules solides, à chacune des périodes, ne puisse pas être dépassée, par exemple en utilisant un seul mécanisme à grande vitesse.L'agitateur préférentiel de l'invention, décrit ci-après, tel- qu'il est conçu, n'est pas concerné, dans certaines conditions opérationnelles, par la possible sédimentation des particules grossières du minerai broyé qui, parfois, nécessitent une agitation violente et pourraient, de ce faitS entraîner une récupération des minéraux sulfurés inférieure au maximum, en raison de la nécessité de communiquer une énergie trop élevée à la pulpe pendant trop longtemps. Le terme "pH optimal" signifie le pH pratique auquel la pulpe peut être maintenue. Par exemple, dans un circuit de flottation, si le pH optimal est 11, sur un plan industiel pratique, en raison des variations dans le minerai ou dans les conditions opératoires, il variera entre approximativement 11 - 0,2, compte tenu des erreurs dues aux variations des conditions opératoires et du contrôle difficile de l'unité. Lorsqu'il est fait référence au "pH optimal" dans une étape alcaline de conditionnement d'agitation, le contr8le de l'addition de l'agent alcalin est usuellement basé sur le pH à la fin de l'étape. Le point de pH optimal dans une étape de conditionnement d'agitation est en réalité une fourchette qui peut varier de 0,6 à 0,9 à partir du point initial de l'addition de l'agent alcalin jusqu'au point de sortie du dernier agitateur dans 11 étape considérée. Ceci apparaît dans la figure 11. Les expressions "pulpe d'un minerai convenablement préparée" ou "pulpe convenablement préparée" d'un minerai ou d'un produit d'unité métallurgique signifient que la pulpe a été obtenue à partir d'un matériau dans lequel, lors de la préparation du minerai de départ, on a utilisé au moins un circuit de broyage par voie humide pour obtenir un broyage fin jusqu'a obtention, selon les normes classiques, de la libération des constituants des minéraux recherchés; que cette pulpe a, d'autre part, lors de cette pulvérisation ou après, été soumise à des étapes de traitement (tel qu'ajustement de la densité de la pulpe par dilution, épaississement, contrôle, dilution et ajustement du pH) de façon que l'opérateur puisse, en temps utile, dans le cas du minerai spécifique à traiter, soumettre la pulpe aux étapes de traitement conformes au procédé de l'invention.Ces étapes de traitement peuvent être classiques et servir d des buts usuels, ou elles peuvent, en association avec le procédé de base de I'invention, former une ou plusieurs étapes d'un mode de réalisation préférentiel de l'invention. L'un des aspects de l'invention est donc de fournir un procédé pour la flottation de minéraux sulfurés d'intérêt économique à partir d'un grand nombre de minerais contenant des minéraux sulfurés en utilisant des collecteurs anioniques sulfhydryles pour obtenir une récupération optimale de ces dits minéraux. Un autre aspect de l'invention consiste dans la flottation, à l'intérieur du même circuit, d'une gamme variée de sulfures de cuivre, tels que chalcopyrite, bornite et chalcocite. Un autre aspect de l'invention est de réaliser une flottation permettant d'obtenir des concentrés de grande qualité et une amélioration dans la récupération des minéraux sulfurés sans tenir compte de la présence dans le minerais de produits nuisibles tels que l'argile et le talc. Un autre aspect de l'invention consiste à fournir des circuits intdgrés pour unités industrielles permettant une opération efficace et économique, non seulement avec des types réfractaires de minerais, mais également avec les minerais de type métallurgique notamment ceux contenant des sulfures de nickel, de molybdène et de cuivre. Le procédé de l'invention étant considéré comme le procédé de base de la flottation des minéraux sulfurés utilisant, comme collecteur, des collecteurs anioniques sulfhyfryles, son application ne doit pas être limitée aux minéraux de sulfure de cuivre, de molybdène et de nickel. Ainsi, l'on obtint des résultats encourageants avec des minerais contenant du sulfure de plomb, le principal constituant étant la galène.En outre, or. a obtenu une récupération supérieure å 98% sur des minerais tels que la pyrite et la pyrrhotite. Le procédé de flottation selon l'invention permet de récupérer efficacement par fin broyage, et avec un rendement nettement supérieur à celui obtenu selon les méthodes classiques, des minéraux sulfurés sous forme de schlamm et sous forme de particules mixtes présentes dans la fraction brute d'une pulpe préparée à partir d'un minerai. L'invention consiste à conditionner une pulpe convenablement préparée du minerai dans au moins un circuit de conditionnement d'agitation pouvant comporter une ou plusieurs étapes, pendant des durées minimales pour chaque étape; la puissance utilisée, dans chaque' étape, par I'intermédiaire des mécanismes d'agitation étant en quantité suffisante et, combinée aux autres caractéristiques de l'invention, permettant une activation intense des minéraux sulfurés. La consommation totale d'énergie des mécanismes d'agitation est égale aumniraira à 0,12 kilowatt-heure/tonne de solides fournie au circuit; de plus, au moins dans la dernière étape précédant la flottation, une quantité suffisante de collecteur anionique sulfhydryle est présente dans la pulpe, cette dernière se trouvant à un pH optimal compris entre environ 8 et 12.Après la dernière étape de conditionnement d'agitation, la pulpe est soumise à la flottation en présence d'une agent moussant et, Se nécessaire, a un contrôle de sa densité, de façon à obtenir, dans les minéraux sulfurés, un concentré de flottation enrichi et des résidus appauvris. L'étape finale de conditionnement d'agitation avant la flotta t ion peut entre précédée par une ou plusieurs étapes de conditionnement d'agitation dans lesquelles le pH peut varier d'environ 8 à 12 et meme en deeà de 8 et au-delà de 12. Cs circuits sont illustrés dans les exemples. Lorsque les pulpes préparées sont traitées selon l'invention, l'on remarque que les minéraux sulfurés sont beaucoup plus actives et plus efficacement revêtus de collecteur que si l'on utilise des procédés classiques. Cela prouve qu une flotcation efficace peut s'opérer sur une infinité de minéraux sulfurés, avec un rendement important en un seul flottage de dégrossissage. Par ailleurs, le concentré brut obtenu dans un circuit primaire de flottation peut être soumis à des conditions très diverses lors de l'épuration, par exemple, pour dépression de la pyrite, sans perte importante des minéraux présents. Si l'on obtient un produit de flottation contenant certains des minéraux' activés recherchés$ qui ne sont toutefois pas assez activés pour supporter les conditions drun circuit d'épuration, ce dit produit -tel qu'un concentré résiduel venant du circuit de dégrossissage, ou partie ou totalité des différents produits de queue venant du circuit d'épuration- peut être fourni aucirarlt de conditionnement d'agitation placé entre le circuit de broyage et le premier circuit de flottation; ou bien, il peut être traité dans un ou plusieurs circuits séparés de conditionnement d'agitation où le pH de la pulpe se trouve à un point optimal compris entre environ 8 et 12. L'application majeure de l'invention réside dans l'utilisation d'un circuit de conditionnement d'agitation placé après le circuit de broyage et avant la première flottation, dans lequel tous les minéraux sulfurés récupérables à cette étape de flottation sont séparés en un seul concentré de dégrossissage ou concentré de dégrossissage + résidu. Par exemple, dans un minerai contenant des sulfures de cuivre et de molybdène, ces derniers ne formeraient qu'un seul concentré de flottation. Avec un minerai contenant des sulfures de nickel et de cuivre, ces derniers pourraient ne former qu'un seul concentré de flottation, ou bien le sulfure de cuivre pourrait etre séparé à la première étape de flottation alors que le sulfure de nickel serait conditionné dans un second circuit de conditionnement d'agitation et séparé dans un second circuit de flottation. Une deuxième application de l'invention réside dans le traitement d'un concentré de flottation, notamment un concentré de dégrossissage, d'ébouage ou de première épuration, avant ou après un nouveau broyage pour augmenter l'activation des particules des minéraux plus faiblement activés. Une autre application secondaire est d'épurer les produits de queue lorsque le minerai récupérable recherché vient d'un épurateur; dans un circuit classique, un tel minerai est, en fin de compte, perdu dans les résidus. L'invention est, à présent illustrée, par les figures dans lesquelles - la figure 1 représente l'un des schémas classiques de fonctionnement de la flottation des minerais de cuivre. L'agent alcalin, normalement de la chaux, est ajouté au circuit de broyage 10 pour contrôler le pH de la pulpe en vue de la flottation. Après le circuit de broyage, la pulpe est pompée, ou tombe dans un mélangeur 11 constitué par un réservoir cylindrique muni d'ufl rotor à ailettes fixé sur une tige. La vitesse d'entrainement du rotor est déterminée de façon à maintenir la pulpe en suspension et il a, pour rôle principal, de distribuer les réactifs dans la pulpe. Le temps de séjour de cette dernière dans le réservoir est généralement inférieur à 1 minute. Le collecteur et l'agent moussant sont généralement ajoutés à ce réservoir.A la sortie de celui-ci, la pulpe coule normalement dans un distributeur 12 qui la répartit dans de nombreuses cellules ou récipients de flottation de dégrossissage 13. Dans les unités, de type classique, les plus modernes, le mélangeur est supprimé, l'agent alcalin est ajouté au circuit de broyage, le collecteur et l'agent moussant ajoutés soit au distributeur de pulpe 12 soit au cyclone à trop-plein. Ce type récent de conception technologique pour le traitement des minerais de cuivre de type très courant, les porphyres, est décrit dans "World Mining", volume 25, n" 8, juillet 1972, p. 44 et 45 (World Mining, 500 Howard Street, San Francisco, Cal. 94105 USA). Lors de la flottation de dégrossissage et débouage, un collecteur supplémentaire est généralement ajouté. La quantité totale, y compris l'éventuelle quantité additionnelle de collecteur aux étapes d'épuration, est généralement inférieure à 45 g/tonne. Dans le circuit de dégrossissage, un seul concentré peut être produit et, dans ce cas, les résidus de dégrossissage sont en fin de compte perdus. Dans d'autres schémas de fonctionnement, un concentré de dégrossissage de grande qualité est éliminé des premières cellules en tête de la flottation et est envoyé directement vers le premier épurateur en by-passsant selon 20 le circuit de rebroyage 23. Cette flottation de dégrossissage est suivie d'un flottage d'ébouage dans les mêmes récipients ou cellules ou dans des récipients supplémentaires etss dans ce cas, les résidus obtenus à la fin du flottage sont dénommes les produits de queue d'ébouage et sont normalement en fin de compte perdus.Le concentré, désigné par concentré d'ébouage est soit envoyé en tête du flottage de dégrossissage selon 19 soit selon 18, peut aller directement au circuit de rebroyage 23 ou, avant ce dernier, à l'étape d'épaississement 22. Ces circuits décrits avec les possibles variations, constituent le premier circuit de flottation. Après utilisation de l'épaississant 22 sur le concentré de dégrossissage ou d'ébouage, ou variations de ceux-ci, ou bien en dirigeant le concentré du premier circuit directement vers le circuit de rebroyage 23, dans lequel normalement le seul agent ajouté est la chaux, le produit sortant du circuit de rebroyage est fourni au circuit d'épuration n"l, 24. A cette étape on peut ajouter, ou non, un collecteur et un agent moussant supplémentaire. Normalement, les produits de queue de épurateur n" 1 sont des produits de queue finals, car les opérateurs ont découvert. que le cuivre tombé dans ces produits de queue d'épuration nO 1 est irrécupérable selon les procédés classiques. Une autre possibilité de circuit consiste à envoyer les produits de queue de l'épurateur n01 dans une unité de lessivage en vue de récupérer une petite quantité de cuivre soluble dans l'acide qui, s'il était séparé dans le premier circuit, tomberait dans les produits de queue de première épuration en raison de sa faible activation. Le concentré a'épuration nO 1 est fourni à un circuit d'épuration n02, 25 et ce concentré peut constituer le concentré final.Dans d'autre cas, on peut utiliser des étapes d'épuration supplémentaires. Les produits de queue d'épuration n02, sont renvoyés selon 26 à la tete du circuit d'épuration nO 1. - La figure 2 représente un mode de réalisation préférentiel de l'invention appliqué aux minerais contenant du cuivre et un pourcentage relativement élevé de schlamm nuisible, le minerai contenant soit une quantité négligeable de pyrite, soit un pourcentage de pyrite qui pourrait former un concentré final de cuivre de basse qualité en raison du flottage de la pyrite avec les minéraux de cuivre présents dans le minerai. Selon l'invention, il n'est pas nécessaire d'ajouter l'agent alcalin, normalement de la chaux, au circuit de broyage 27. A la sortie du circuit de broyage où la densité de la pulpe peut être comprise entre 25 et 50Z et, de préférence, entre 30 et 50% de solides, la pulpe préparée du minerai est fournie à un circuit de conditionnement d'agitation 28.Il est préférable d'utiliser au minimum deux agitateurs dans lesquels la pulpe est vigoureusement agitée. Pour obtenir les meilleurs résultats, il est préférable que les parois des agitateurs soient équipées de chicanes (non figurées). I1 est préférable d'utiliser deux agitateurs montés en série et, selon le temps de séjour requis,l'addition du réactif, le contrale du pH, la dispersion de la pulpe, et le tonnage du minerai traité, on peut éventuellement utiliser un certain nombre de conditionneurs supplémentaires d'agitation; chacun de ces derniers en utilisant des vitesses nettement supérieures qui normalement doivent être spécifiées, peut être de type classiqué tel que l'agitateur Devereaux. L'agitateur préférentiel de l'invention est représenté à la figure 14. Un seul mode de réalisation du procédé dans le conditionnement d'agitation entre le circuit de broyage et le premier circuit de flottation est représenté par trois conditionneurs d'agitation (ou agitateurs) 29,30 et 31 montés en série, la pulpe passant de 29 à 30 > puis de 30 à 3E, avant de parvenir au distributeur de pulpe du circuit primaire de flottation. Dans cette alternative, l'agent alcalin est ajouts à 29 et > en pratique, devrait être contrôlé à l'aide d'un pil-mètre enregistrant le pH à la sortie de 31. Dans ce circuit, il est préférable d'ajouter le collecteur au premier agitateur 29, ou seulement une partie du collecteur, la reste étant ajouté dans le deuxième agitateur 30. Un agent dispersant est ajouté en 30, selon la figure. Lorsqu'on utilise un agent dispersant, il est préférable que le collecteur et la pulpe soient soumis au conditionnement d'agitation avant ou en même temps que l'addition dudit agent dispersant. Ceci peut contribuer à maximiser la récupération des minéraux sulfurés. Après l'addition de l'agent dispersant, il est préférable d'avoir au moins une étape supplémentaire de conditionnement pour assurer une activation intense des minéraux sulfurés et l'élimination efficace des minéraux de roche favorable non sulfurés. On peut remplacer les réservoirs individuels des agitateurs par un ou plusieurs groupes de cellules de flottation.Dans ce cas, il est préférable d'employer celles qui sont normalement utilisées dans le premier circuit de flottation où l'énergie fournie est généralement beaucoup plus élevée que celle de la vitesse plus lente d'agitation présente dans les circuits d'épuration. Selon l'invention, on peut utiliser un ou plusieurs groupes de cellules chaque groupe comportant un certain nombre d'unités de cellules de flottation. L'air qui devait normalement etre fourni auxcellules pour la flottation est coupé et les cellules utilisées comme conditionneurs d'agitation.De nouveau, es réactifs peuvent être ajoutés en différents points dans le ou les groupes de cellules de flottation utilisés, et, en 32, comme le représente le schéma de fonctionnement, illustrant un conditionneur individuel de type circulaire. Après le circuit de conditionnement d'agitation} la pulpe est soit pompée soit tombe directement dans la flottation (non représentée) ou dans un distributeur de pulpe 33 et dans plusieurs groupes de cellules de flottation de dégrossissage ou d'ébouage 34. Lorsqu'un concentré d'ébouage- est produit en 35, il est préférable de renvoyer ce concentré vers la dernière étape de conditionnement en 31, ou dans ce cas, au second agitateur 30 constituant le dernier agitateur du circuit de conditionnement et dans lequel on a ajouté un agent dispersant. Si dans le circuit de conditionnement d'agitation, aucun agent dispersant n'est ajouté au second agitateur, ou avant celui-ci, l'agent dispersant est ajouté au même agitateur 30, dans lequel le concentré d'ébouage est renvoyé.Lorsque le concentré d'ébouage est renvoyé en quelque autre point précédent dans le circuit de conditionnement d'agitation, l'agent dispersant peut être ajouté avant ou après son point d'entrée. Lorsque l'un ou plusieurs produits de queue d'épuration sont renvoyés à un point quelconque dans une étape précédente de conditionnement d'agitation, et lorsque l'un ou plusieurs des produits de queue d'épuration ont été obtenus par un conditionnement précédent ou par le conditionnement d'agitation d'un concentré de flottation, il peut y avoir un entraînement suffisant de l'agent dispersant vers l'étape de conditionnement d'agitation et > de ce fait, aucune addition supplémentaire de dispersant n'est requise. Lorsque le concentré d'ébouage est ajouté en tête du circuit primaire de flottation, il est préférable, avant son renvoi, de conditionner le concentré dans un ou plusieurs agitateurs, en 36, avec agitation de collecteur, notamment s'il n'y a pas eu transport de collecteur libre depuis le circuit primaire de flottation. Lorsqu'on réalise un seul flottage et qu un seul concentré de dégrossissage est éliminé du circuit primaire de flottation, il est préférable d'ajouter la totalité de ce concentré soit à uneépaississeur 37, et ensuite à un circuit de rebroyage 38, soit directement au circuit de rebroyage. Dans ce cas,les produits de queue de dégrossissage constitueront les produits de queue finals. Lorsqu'un concentré de dégrossissage et d'ébouage sont produits dans le premier circuit, les produits de queue d'ébouage seront les produits de queue finals. Dans le circuit de rebroyaga on ajoute, en même temps que le collecteur anionique sulfhydryle, un agent alcalin qui est usuellement de la chaux. On peut ajouter au circuit de broyage un dispersant supplémentaire, ou après le circuit de rebroyage, à une étape de conditionnement d'agitation 39. Dans le circuit de rebroyage, l'agent alcalin peut être ajouté pour contrôler le pH en dessous du pH optimal pour le conditionnement d'agitation en tête du flottage d'épuration n l, 40; ou bien, on peut ajouter l'agent alcalin à cette étape de conditionnement d'agitation. Le contrôle précis de tous les facteurs suivants : pH, addition de collecteur et concentration d'agent dispersant est important à cette étape. Dans des conditions normales d'application de l'un des modes de réalisation de l'invention, les produits de queue de l'épurateur nol auront une teneur en cuivre assez faible pour qu'ils soient rejetés avec le reste des schlamms.On bien, s'il y a notamment un pourcentage élevé de particules mixtes combinées, les produits de queue de l'épurateur n"l peuvent passer dans un cyclone et les particules de dimension supérieure sont renvoyées au circuit de rebroyage (non figuré); ou bien, s'il y a certains minéraux tels que ceux contenant de lJoxyde et du silicate de cuivre qui nécessitent une nouvelle activation, il est préférable de renvoyer ces produits de queue en 28, point situé à l'intérieur du circuit original de conditionnement d'agitation en avant du circuit primaire de flottation 34, ou à une étape séparée de conditionnement d'agitation avec addition du collecteur et, avant son renvoi, soit en 28, soit en tête du circuit primaire de flottation (non figuré).Le concentré de l'épurateur n"l peut etre conditionné en 41 avec un agent dispersant supplémentaire avant d'etre traité dans l'épurateur n02, 42, dont le concentré peut etre le concentré final ou bien des étapes supplémentaires d'épuration peuvent etre réalisées. Lorsque le minerai contient des quantités appréciables de pyrite, le circuit préférentiel de l'invention implique de soumettre à aumoins une étape de conditionnement d'agitation 43, le concentré de dégrossissage, ou l'un ou plusieurs des concentrés de flottation avec ou sans addition d'agent dispersant et de collecteur à un pH optimal compris entre 8 et 12. Ce pH optimal est généralement compris entre 10,5 et 11,8. Le temps de conditionnement d'agitation est normalement de 1 à 6 minutes. L'ajustement du pH s'opère de préférence avec de la chaux pour augmenter la teneur en alcali, ou avec de l'acide sulfurique pour abaisser cette teneur en alcali. Après avoir ainsI traité avant le circuit de rebroyage1 soit le con centré d'un ou plusieurs épurateurs, soit le concentré de dégrossissage, on in troduit dans le circuit de rebroyage en 44, avec ou sans addition supplémentaire d'agent dispersant,le concentré de flottation final avant le circuit deieb;ogage. Après ce rebroyage,il est préférable d'utiliser au moins une étape de conditionment d'agitation 39 avec addition de chaux pour porter le pH de la pulpe à un minimum de 12,3. Si l'on ajoute le collecteur en tête du broyeur, il n'est pas nécessaire de rajouter un collecteur à l'étape (ou aux étapes) de flottation d'épuration suivant le circuit de rebroyage. I1 est préférable d'utiliser deux etapes de conditionnement d'agitation après le circuit de rebroyage où le pH est ajusté entre 12,3 et 12,6 en utilisant de la chaux comme agent alcalin, chacune de ces dites étapes étant suivie d'une étape de flottation.Dans des cas particuliers, notamment lorsque la pyrite a été activée avec des sels de cuivre dans le gisement original du minerai, il peut être nécessaire d'ajouter un supplément de pyrite tombant dans la (ou les) étapes de conditionnement d'agitation suivant le circuit de rebroyage. Dans ce cas, un cyanure alcalin ou du sulfate de zinc se sont révélés efficaces. I1 ne faut pas confondre ces dites étapes avec le conditionnement dans une atmosphère oxydante telle que celle utilisée avec l'aération à des pH élevés ou un collecteur anionique sulfhydryle, tel que le xanthate, est détruit, désactivant les minéraux de cuivre et oxydant la pyrite. Un tel circuit, ob par exemple du cuivre naissant présent, entraînerait également l'oxydation du cuivre et créerait une perte plus importante de ce produit. On a trouvé que la quantité d'air -agent oxydant- entraînée lors de l'agitation à grande vitesse, n'a que peu ou pas d'effet sur la métallurgie; l'on en déduit que l'aération dans une étape de conditionnement d'agitation ne joue qu'un r81é mineur dans les résultats obtenus.Si la pulpe est fortement aérée pendant une durée prolongée, on observe des effets néfastes, notamment en ce qui concerne la récupération des métaux. - - La figure 3 représente un schéma classique de fonctionnement de la dépression de la pyrite après le premier circuit de flottation. Le concentré provenant du circuit primaire de flottation est admis dans un épaississeur 46, puis dans un circuit de rebroyage 47 où est ajoutée de la chaux pour amener le pH à environ 10-12. A la sortie du flottage d'épuration nO 1, 48, on peut soit récupérer une partie des produits soit les diriger vers une seconde opération de flottage d'épuration, 49, où le pH est maintenu à environ 10-12. A la sortie de ce second flottage, les produits sont en partie récupérés et les produits de queue d'épuration sont recyclés selon 50. - la figure 4 représente le traitement préférentiel du procédé s'opérant après le circuit primaire de flottation avec des minerais contenant soit une quantité négligeable, soit une quantité importante de pyrite. Selon une application préférentielle, le (ou les) concentré(s), 51, venant du premier circuit sont, après addition d'un épaississeur 52, soumis à un conditionnement d'agitation en 53 avant le premier flottage d'épuration. Si le premier concentré a été préparé à partir d'une pulpe agitée selon l'invention, et si la teneur en schlamm dans le minerai est faible, une étape de conditionnement en 53 peut être suffisante pour rejeter pratiquement les quantités restantes de schlamm. Si cette dite étape n'est pas utilisée, il est préférable d'agiter un concentré du premier circuit avant ou après le rebroyage sur tous les types de minerai. 5i la fraction de schlanm est faible dans te minerai une étape d'épuration 54 avant le rebroyage du concentré d'épuration 55 est suffisante pour obtenir des résultats satisfaisants. Par contre, si la fraction de schlamm est élevée, il est préférable d'utiliser deux ou plusieurs étapes d'épuration (non représentées) avant le rebroyage en 57. Lorsque le minerai contient une quantité négligeable de pyrite en 58, une étape de conditionnement 59 peut être suffisante pour obtenir des résultats satis faisants après le circuit de rebroyage. Par contre, lorsque le minerai contient un pourcentage élevé de pyrite en 65, on réalise au moins une étape de conditionnement d'agitation, en 66 ou 69, à un pH minimal de 12,3 en présence du collecteur et, si nécessaire, en ajoutant un agent de dépression de la pyrite tel qu'un cyanure alcalin ou du sulfate de zinc. Lorsque la broyeur est dans un circuit ouvert, il est préférable de fournir la pulpe venant du broyeur à un circuit de conditionnement d'agitation an 66 contenant au moins deux agitateurs montés en série avec un temps de séjour minimal de 4 minutes avant au moins une étape de flottation. Lorsque le broyeur est dans un circuit fermé, la pyrite normalement beaucoup plus difficile à broyer que les minéraux de cuivre, circule à un degré nettement supérieur et peut, ainsi,etre suffisamment conditionnée pour être élimine sans nouveau conditionnement avant de subir en 67 l'étape de flottation suivant le broyeur. La figure 5 représente un autre schéma de fonctionnement classique utilisant un circuit pour un mélange sablesrschlamm. Dans ce cas, une fois préparée, la pulpe après une flottation primaire 72 est divisée en 73 an une fraction sable 75--et en une fraction schlamm 74 soit avants soit après un premier flottage. Selon l'application préférentielle, seule la fraction schlamm est soumise à la première étape de conditionnement d'agitation. La fraction sable dont la densité est de 35 à 45% de solides passe dans une étape de flottation 76 à la sortie de laquelle sont séparés les produits de queue finals 78 et un concentré qui traverse un circuit de rebroyage 79. Les schlammsdont la teneur en solides est de 20 à 30X passent par un circuit de flottation 77 d'où sortent des produits de queue finals 77' et un concentré qui traverse un épaississeur 80, puis subit une étape de flottation d'épuration n01, 81, avec séparation de produits detqueue, puis une étape de flottation n02 > 82, avec une nouvelle séparation et un recyclage 83. La figure 6 représente le mode de réalisation préférentiel de l'invention, appliqué d ce circuit suivant un premier flottage. Ce premier flottage 84 est ce que l'on désigne normalement comme "flottage superficiel" contenant la fraction directement flottable des minéraux que l'on cherche à récupérer. Après le premier flottage, les produits de queue sont classés en 85 dans un appareil de type cyclone ou mécanique. Les sables en 86 ou fraction brute sont fournis à un circuit de flottation de dégrossissage 87 avec une teneur en solides de 35 à 40%; les produits de queue venant de ce circuit sont les produits de queue finals et le concentré est généralement fourni à un circuit de rebroyage 88. A la sortie de ce dernier, la pulpe, le concentré en 84 et le concentré de schlamm 97 venant de l'épurateur n02 sont portés en 89 et sont conditionnés ou soumis à un conditionnement d'agitation avec généralement addition de dispersant et de collecteur. Si la majorité des schlamms dans le mineraine scnt pas du type talc ou argile, le dispersant n'est pas nécessaire. On retrouvre en 99 un circuit de broyage, en 100 > un récipient de mélange des réactifs et de la pulpe, en 102, 103, 105 et 106 les étapes n 1, 2, 3 et 4 de flottation d'épuration et en 104 un circuit de rebroyage. Dans le mode de réalisation préférentiel de l'invention, le temps de conditionnement d'agitation pour ces concentrés de flottation est compris entre 2 et 6 minutes à un pH optimal compris entre environ 8 et 12. Les produits combinés venant de 89 sont fournis à un flottage d'épuration pour produire des produits de queue de l'épurateur nua3, en 91, et de préfé- rence, renvoyés vers une étape de conditionnement d'agitation 93 du circuit. Le concentré d'épuration n"3 sera normalement le concentré final, ou bien une étape supplémentaire d'épuration peut avoir lieu; dans ce cas, les produits de l'épurateur n04 seraient renvoyés en 90 en tête du flottage d'épuration combiné (non figuré). Les schlamms en 92, après la classification, subiraient une agitation conditionnée pendant de préférence au moins 3 minutes avec addition d'un agent alcalin, collecteur, etsi la teneur en argile ou en tak est élevée- avec une forte concentration de dispersant. I1 est préférable d'utiliser deux étapes de conditionnement d'agitation en 93, la première à un pH optimal compris entre environ 8 et 10,5 et la seconde entre 10 > 5 et 12.L'agent moussant serait normalement ajouté à la dernière étape du circuit de conditionnement d'agitation. La pulpe s'écoule vers l'étape de flottation 94 produisant un concentré dont les produits de queue sont les produits de queue finals. Le concentré est fourni à un conditionnement ou étape de conditionnement d'agitation en 9S avec addition d'une faible concentration de dispersant, si utilisé au départ, ainsi que'un collecteur supplémentaire si l'entraînement du collecteur 93 est insuffisant. Cette pulpe s'écoule ensuite vers le flottage des schlamms de l'épurateur n02 en 96 pour produire, en 98, un produit de queue de schlamm n02 qui est renvoyé en 93 vers au moins une étape de cconditionnement d'agitation du circuit. - La figure 7 représente un schéma de fonctionnement classique pour la flottation d'un minerai de cuivre et les résultats métallurgiques sont décrits dans l'exemple 33. I1 faut noter que la chaux est ajoutée en 99 au circuit de rebroyage et la pulpe s'écoule vers un réservoir de mixage où sont ajoutés un collecteur sélectif et un agent moussant, le temps de séjour de la pulpe étant d'environ 1 minute. A la sortie de ce mixeur, la pulpe coule vers un circuit classique utilisant en 101 un flottage de dégrossissage et d'ébouage. Les produits de queue d'ébouage obtenus sont les produits de queue finals. Dans ce cas, le concentré de résidus est renvoyé en tête dudit circuit 101. Les premiers produits de queue d'épuration fuirent, également, à des fins comparatives, renvoyés au circuit 101 et normalement devraient etre rejetés.Le concentré de dégrossissage est envoyé en 102 vers un premier flottage d'épuration et la pulpe poursuit un parcours classique. - la figure 8 représente le schéma de fonctionnement du circuit d'épuration de l'invention. En 107 se trouve le poste de broyage où est ajoutée de la chaux, en 108 se trouvesun récipient de mélange des réactifs et de la pulpe; dans ce récipient, est ajouté un collecteur minéral non sélectif et un agent moussant. Le temps de séjour dans ce récipient est d'environ 1 minute à un pH de 10,2.On retrouve en 109 les produits de dégrossissage et d'ébouage et, à la sortie de 109, l'on sépare le concentré d'ébouage 109' qui est recyclé, les produits de queue d'ébouage qui constituent les produits de queue finals 109" ayant une teneur en cuivre de 0,11Z et le concentré de dégrossissage 109"' qui est dirigé vers le réacteur 110; le temps de séjour dans ce réacteur est de 1 minute à un pH de 11,5 et l'on ajoute comme dispersant du silicate de sodium ainsi qu'un produit collecteur non sélectif. Le produit est dirigé ensuite vers une première flottation d'épuration 111 à un pH de 11,5 à la sortie de laquelle les produits de queue 111' sont recyclés vers 109, puis vers une deuxième flottation d'épuration 112 à un pH de 11,7 dont les produits de queue 112' sont recyclés en amont de 111. On retrouve ensuite une opération de rebroyage 113 à un pH de 11,7-12,5, dans laquelle sont rajoutés de la chaux et un collecteur non sélectif. Lesproduits ainsi traités traversent ensuite le récipient d'agitation 114 out ils séjournent 10 minutes à un pH de 12,3-12,5, avec adjonction de chaux; à la sortie de ce récipient, les produits subissent une troisième et une quatrième flottation d'épuration en 115 à ces pH de 12,3-12,5 et en 116 à un pH de 12,2-12,5. Les produits de queue de ces deux flottations sont recyclés comme indiqué. Le produit final 116' contient 27,8'1. de cuivre. La partie entourée en pointillé dans la figure représente le circuit d'épuration. Il faut noter qu'en 110, dans le circuit fermé en laboratoire décrit à l'exemple 33, le concentré de dégrossissage est conditionné pendant 1 minute à un pH de 11,5 avec addition de silicate de sodium et d'un collecteur non sélectif très puissant, l'amyl xanthate de potassium. Le pH fut approximativement de 11,5, contralé par addition d'acide sulfurique, ce contrôle étant nécessaire car le pH des pulpes venant des étapes d'épuration 3 et 4 et recyclées était de 12,2 à 12,5, ayant ainsi tendance à donner une valeur de pH supérieure au pH optimal. Dans l'essai de l'unité pilote, on n'utilisa qu'une seule étape de conditionnement. La seconde différence dans le circuit consistait dans le rebroyage en 113 où le pH fut élevé à environ 11,7 avec addition de chaux. En outre, on ajouta également un collecteur. La troisième différence importante résidait en ce que, après le rebroyage, la pulpe fut soumise à un conditionnement d'agitation pendant 10 minutes dans deux réservoirs montés en série, à un pH de 12,3-12,5. Les quatrième et cinquième différences importantes étaient que les flottages 3 et 4 d'épuration furent réalisés à des pH respectivement compris entre 12,3-12,5-et 12,2-12,5. Dans l'essai en laboratoire de circuit fermé décrit à l'exemple 33, il y eut en 114 une étape supplémentaire de conditionnement d'agitation sur le concentré obtenu dans l'épurateur 3.Il faut noter que,grtce à cette dite étape, on obtint un concentré de qualité nettement supérieure sans pour autant constater de pertes dans la valeur du cuivra. I1 faut noter, en outre, qu'an utilisant le schéma de fonctionnement classique pour la production du concentré de dégrossissage et, avec l'application limitée du circuit d'épuration préférentiel de l'invention, on put réaliser une amélioration dans la récupération du-cuivre d'environ 0,036 kg de cuivre par tonne de minerai. - La figure 9 est une partie de la série des essais effectués en laboratoire et sur le plan indústriel, décrits dans l'exemple 33 et représente l'un des modes de réalisation préférentiels de l'invention pour l'activation intense des minéraux de cuivre dans le minerai. Il-faut noter qu'avant de subir la première étape alcaline de conditionnement, la pulpe venant du circuit de rebroyage 117 coule vers une étape de conditionnement acide en 118; toutes les étapes utilisant un conditionnement d'agitation à vitesse élevée.Après la troisième étape de conditionnement d'agitation 120 > la pulpe coule vers un flottage de dégrossissage et d'ébouage 121, et le processus, à partir de ce point, est identique à celui de la figure 8, la référence 121 de la figure 9 correspondant à la référence 108 de la figure 8J1es produits de queue finals contenant 0,048% de cuivre et le concentré final 28,4% de cuivre. Il faut noter qu'en comparaison avec le processus classique de la figure 7, on obtient non seulement. une qualité de concentré nettement supérieure illustrant la diminution réelle de pyrite et des produits inso lubles, mais également une augmentation dans la récupération du cuivre de l'ordre de 0,59 kg de cuivre par tonne de minerai. - La figure 10 représente un exemple d'étape de conditionnement acide précédant une étape alcaline. Si l'on utilise une telle étape, il est préférable d'ajouter un agent acide sur la base de kg/tonne de minerai et que le temps de conditionnement porté en abscisses sur la figure soit au minimum de 6 minutes dans au moins 3 étapes. - La figure 11 représente un exemple d'étape de conditionnement alcalin dans laquelle le pH de la pulpe étant au départ d'environ 11,8 dans le premier agitateur tombc en 5 minutes à environ 11,3 et se maintient à ce niveau. Si l'on utilisa une telle étape alcaline entre le circuit de broyage et la flottation de dégrossissage, il est préférable d'utiliser au minimum 2 -3 étant considéré comme un optimum- étapes de conditionnement d'agitation. Le temps d'agitation en ce point du circuit variera d'environ 4 minutes minimum à environ 45 minutes maximum. Si l'on utilisa une étape alcaline, un seul agitateur peut suffire à conditionner un ou plusieurs concentrés soit seuls, soit avec des produits de queue d'épuration recyclés.Le temps de conditionnement d'agitation porté en abscisse sur la figure,appliqué en ces points du circuit est au maximum de 20 minutres. - La figure 12 représente une étape contenant de l'acide précédant un circuit de conditionnement d'agitation alcalin. La pulpe venant du circuit de broyage est introduite en 125 dans le premier agitateur 122 et l'agent acide, généralement de l'acide sulfurique, est introduit en 126 à partir d'un réservoir de stockage 132. Un rotor 123 est entraîné à grande vitesse. La pulpe sort de 122 et, par la rigole 127, parvient dans le réservoir 128 où elle est agitée grâce à deux rotors 123 et 123a montés sur une tige 129. La pulpe continue à s'écouler vers le réservoir 133 pour passer dans le réservoir 136 ot, comme représenté sur la figure 10, le pH mesuré par le pH-mètre 131 aura augmenté par rapport à sa valeur initiale dans le réservoir 122.La pulpe s'écoulera de 136, par la rigole 138, vers le réservoir 139, par la rigole 141 de la figure 13. L'agent alcalin, généralement de la chaux est ajouté à ce réservoir en 141', les quantités de chaux et le pH étant contrôlés par un pH-mètre 145. Si l'on utilise un collecteur et un agent dispersant, il est préférable de les ajouter dans le réservoir 140 placé apres le réservoir 139. La pulpe s'écoule ensuite dans les réservoirs référencés comme suit : 140 à 147,147 à 148, 148 à 149et 149 à 153 où l'on ajoute un agent moussant; puis la pulpe sortant de 153 est envoyée vers le circuit primaire de flottation.Si l'on utilise deux étapes alcalines, il faut ajouter un agent alcalin supplémentaire dans le réservoir 148 et contrôler le niveau supérieur du pli à l'aide d'un pH-mètre 155. Les temps de séjour sont les suivants : réservoir' 122 et 128 (ensemble) 1 à 1,5 minute > 133 et 136 (ensemble) 3,5 à 15 minutes, réservoirs 139 et 141 (ensemble) 3 à 4 minutes, réservoirs 147 à 149 (ensemble) 4 à 17 minutes, réservoir 153 1 à 3 minuteS. Les différents pH-mètres peuvent être reliés à un système de contrôle 155'lui-méme relié à une pompe ou courroie à vitesse variable 146. En utilisant un conditionnement d'agitation essentiellement alcalin, en supprimant l'addition d'acide dans l'agitateur 122, le circuit de la figure 12 peut être utilisé de différentes façons. Les agitateurs 122 et 128-sont petits et fournissent une énergie relativement élevée à un seul mécanisme d'agitation. L'agitation résultante est de vigoureuse à violente. Selon un agencement préférentiel, ces agitateurs sont équipés de chicanes représentées en 158 à 164 dans la figure 14 et en 158A dans la figure 14a. La conduite de décharge verticale de la pulpe 161 dans la figure 14 pourrait être omise et la pulpe passer de l'agitateur 122 à 127 puis dans l'agitateur 128, 130 et 133. On peut utiliser en association une conduite de décharge des sables et du trop-plein. Les agitateurs 133 et 136 sont grands et, selon l'agencement préférentiel de l'invention, équipés (voir figures 14 et 14a) de chicanes 158, 164 et 158a, et de conduites verticales de décharge 161 et 167. On peut utiliser un seul mécanisme d'agitation référencé 157 et 166 dans la figure. 14 ou plusieurs référencés 172, 173 et 174 dans la figure 15. L'agitation résultante est vigoureuse. Selon le mode de réalisation préférentiel de l'invention, l'agent alcalin en partie ou en totalité peut être ajouté au circuit de broyage (non figuré) avant l'entrée de la pulpe préparée dans le circuit de conditionnement d'agitation constitué par partie ou totalité des agitateurs 122, 128 et 133. I1 est préférable d'ajouter seulement une partie de l'agent alcalin au circuit de broyage -si le pH de la pulpe entrant en 125 dans le circuit de la figure 12 est inférieur au pH optimal de la pulpe dans au moins l'agitateur 136 où le pH est compris entre 8 et 12. Partie ou totalité du collecteur peut être ajoutée au circuit de broyage ou dans un, ou plusieurs, agitateur. Dans l'illustration de la figure 12 où la pulpe passe de l'agitateur 136 à l'agitateur 138 et alimente 5a flottation, il doit y avoir au moins dans l'agitateur 136, ou en combinaison avec au moins un autre agitateur, une concentration suffisante de collecteur et un temps de séjour suffisamment long pour activer intensément au moins les minéraux sulfurés recherchés. Si l'on utilise un agent dispersant, ce dernier peut être ajouté aux mêmes points et de la même façon que le collecteur.Il est ajouté de préférence en même temps ou après au moins la première addition de collecteur, en quantité suffisante et pendant un temps suffisamment long pour, non seulement être une aide efficace dans l'intense activation des minéraux sulfurés, mais également pour réaliser une diminution efficace des minéraux de roche favorable rejetés dans l'étape suivante de flottation. Selon le mode de réalisation préférentiel de l'invention utilisant au moins deux étapes de conditionnement d'agitation, dans la figure 12, la pulpe préparée du minerai peut être fournie, en 125, à l'agitateur 122, ou bien aux agitateurs 128 ou 133, dans lequel la sortie de la pulpe de l'agitateur 136 vers 138 conduit à la flottation. Le tableau I suivant, avec un circuit de conditionnement d'agitation, traitant 500 tonnes par heure, récapitule le temps de séjour calculé préférentiel du minerai broyé dans les différents agitateurs représentés à la figure 12 et la puissance minimale et maximale fournie par les mécanismes d'agitation. Le tableau II suivant récapitule les différentes combinaisons d'agitateurs utilisables (les rigoles de trop-plein de la pulpe n'étant pas figurées), le temps total de séjour du minerai, la puissance totale minimale et maximale fournie par les mécanismes d'agitation et. la consommation totale d'énergie minimale et maximale. Le temps de séjour du minerai dans les agitateurs 122 et 128 étant approximativement identique, de même que pour les agitateurs 133 et 136, lorsque dans le circuit on fait référence à un seul agitateur 122, ce qui peut aussi bien définir 128, de même 136 peut être 133. La "puissance fournie en CV" se rapportant au(x) mécanisme(s) d'agitation peut etre égale ou inférieure à la puissance réelle fournie par le (ou les) moteur(s) des mécanismes d'agitation. TABLEAU I Etape d'agitation Temps de séjour approximatif Puissance en CV des méca NO Figure 12 du minerai (minutes) nismes d'agitation Minimale Maximale 1 122 1 40 80 2 128 1 40 80 3 133 4 75 275 4 136 4 75 275 TABLEAU II Etapes de Temps de séjour Puissance CV Consommation d'énergie condition- approximatif du des mecanismes kW-heureitonne de minerai nement minerai (mn) d'agitation traitée d'agitation utilisées minimale Maximale Minimale maximale I et 4 5 L15 135 0,17 0,55 1, 2 et 4 6 155 435 0,23 0,65 3 et 4 8 150 550 0,22 0,82 1, 3 et 4 9 190 630 0,28 0,94 1, 2, 3 et 4 10 230 710 0 > 34 1,06 - la figure 13 représente un mode de réalisation préférentiel de l'invention utilisant un circuit de conditionnement d'agitation entièrement alcalin. Selon le mode de réalisation préférentiel de l'invention, la pulpe entrant en 141 dans l'agitateur 139 serait pompée ou tomberait directement par gravité du circuit de broyage (non figuré) ou d'un épaississeur (non figuré) situé entre le circuit de broyage et l'agitateur 139. La densité de la pulpe est ajustée avant ou dans l'agitateur 139 en ajoutant de l'eau fraîche ou une solution broyée. Elle peut être ajustée, par ailleurs, en tout point du circuit. La densité de la pulpe destinée à la flottation peut être ajustée dans l'un ou les agitateurs, ou après décharge-de la pulpe en 155. Dans tous les cas, il stagit de la diminuer. Si le minerai a une faible teneur en schlamm, on peut se passer d'agent dispersant ou floculant. Dans ce circuit de conditionnement d'agitation où il est préférable d'utiliser de petits agitateurs pour obtenir une agitation violente, les agitateurs 139, 140 et 153 fourniraient une agitation violente et les agitateurs 147, 148 et 149a, une agitation vigoureuse. Tous les agitateurs seraient, de préférence, munis de chicanes (représentées dans les figures 14 et 15) et les agitateurs 147, 148 et 149a de chicanes et de conduites de décharge internes spéciales représentées dans les figures 14 et 15. La pulpe passant du dernier agitateur 153 dans le circuit de conditionnement d'agitation et en 155 soit s'écoulerait directement soit serait pompée en tête du circuit primaire de flottation, ou vers un distributeur avant de parvenir à ce dit circuit de flottation. - La figure 14 représenta l'agencement préférentiel de l'agitateur dans lequel différentes conditions d'agitation peuvent etre obtenues tout en permettant de manipuler les minerais grossièrement broyés à l'extrémité inférieure de la fourchette de densités sans former du sable ni nécessiter des conditions d'agitation excessives et, de ce fait, une puissance excessive pour maintenir en suspension les particules broyées du minerai. Grâce à cet agencement, il est possible d'ajuster la vitesse des mécanismes d'agitation pour obtenir qu'une puissance maximale soit fournie à la pulpe entraînant une récupération optimale des minéraux sulfurés sans tenir compte des variations normales de la densité de la pulpe ou de la granulation du produit broyé. La pulpe entre dans l'agitateur 159 par la rigole 156 pour passer ensuite via l'orifice 161, dans la conduite de décharge interne 160, avant dlêtre déchargée dans l'agitateur 165 par la rigole 162. Lorsque la pulpe s'écoule par 161, les sables ne s'acculument pas dans l'agitateur au-delà de ce point. Les chicanes 168 non seulement réduisent le court-circuitage mais permettent que l'énergie fournie aux particules du minerai broyé soit nettement plus élevée. La tige des rotors 157 peut être actionnée par différents moyens classiques 157a. Il est préférable d'utiliser un moteur commandé par une série de commandas pouvant être rapidement changées afin d'obtenir une vitesse plus ou moins grande ou bien des courroies en V ou un moteur à vitesse variable (non figuré). Si l'on utilise de petits agitateurs, c 'est-à-dire d'un diamètre inférieur à environ 366 cm et animé d'une agitation vigoureuse à violente, on peut omettre le dispositif de décharge 161 placé au fond de l'agitateur, et la pulpe, dans ce cas, débordera dans une rigole (non figurée) pour s'écouler vers le point suivant du circuit. - La figure 14a représente une vue en coupe de l'agitateur 159. - ta figure 15 représente un agencement préférentiel d'agitateurs de grand diamètre pour obtenir un apport d'énergie et un taux d'énergie optimaux aux solides de la pulpe. Au lieu d'utiliser un seul système d'agitation, on peut en utiliser plusieurs de type différent. Dans cette figure 15, le principal système d'agitation est constitué par la tige de l'agitateur à ailette 173 entraînée par les dispositifs 173a utilisant des agitateurs 178 et 179. Les autres moyens d'agitation sont des agitateurs à vitesse élevée 180 à 181, fixés sur leurstigesrespectivesl72 et 174 et actionnés par les mécanismes 1729 et 174a. Dans cette figure, les agitateurs 178 et 179 sont- suffisants pour créer un conditionnement d'agitation vigoureuse dans l'agitateur. Cependant, l'énergie fournie à la pulpe,mesurée par la puissance du moteur, pour le temps de séjour de la pulpe dans l'agitateur, est insuffisante pour obtenir l'activation intense optimale des minéraux sulfurés. En utilisant des moyens d'agitation dans le même agitateur tels que les agitateurs à grande vitesse 180 et 181, l'énergie supplémentaire requise fournie à la pulpe est obtenue. Le travail de recherche indique qu'un excès d'énergie créé par un seul mécanisme d'agitation ne produira pas le même rendement métallurgique optimal que celui obtenu avec des nombreuses unités opérant à une vitesse optimale entrainant de ce fait une énergie optimale. Il faut noter que la vitesse de rotation de chaque mécanisme doit atteindre un taux minimal pour produire les résultats optimaux de l'invention. Il faut également noter que la puissance fournie par les moteurs peut etre mesurée et transformée en kilowatt-heures/tonne de minérai traitée. Le terme "étape de conditionnement d'agitation" est défini ici par l'utilisation de mécanismesd'agitation individuels dans un circuit de conditionnement d'agitation, qu'il s'vagisse d'un seul mécanisme muni de plusieurs agitateurs, ou d'un ou plusieurs mécanismes dans un ou plusieurs agitateurs. L'utilisation d'unités de grand diamètre permet de réduire le coût principal de l'opération et l'espace requis, notamment lorsque des tonnages importants etode-longs temps de conditionnement d'agitation sont nécessaires pour obtenir les résultats optimaux de l'invention. - La figure 16 représente le schéma de fonctionnement d'un mode de réalisation préférentiel de l'invention. Le minerai 210 est fourni à un concasseur 211, puis à un circuit de broyage par voie humide 182. I1 n'est pas nécessaire d'ajouter, au circuit de broyage, selon 183 un réactif; mais on peut également ajouter partie ou totalité de l'agent acide ou alcalin, partie ou totalité du collecteur et, si un activateur, tel que du sulfate de cuivre, est utilisé, on peut l'ajouter en partie ou en totalité. Si l'on emploie un agent mouil- land, il est préférable de l'ajouter en totalité à ce moment-là. Si un agent dispersant est utilisé, il est préférable de ne pas l'ajouter en ce point ou seulement de l'ajouter en partie. Après le circuit de broyage, la pulpe peut couler ou être pompée en 184, à lldtape n"l, 190 du circuit de conditionnement d'agitation ou bien, en 185, envoyée à un épaississeur 186 avant de parvenir en 188 en étant pompée vers l'étape de conditionnement d'agitation n01. Dans les deux cas, la densité de la pulpe peut être ajustée en 189 avant d'entrer dans cette dite étape n01. Fuis la pulpe suit le parcours suivant étape n01, 190; étape nO 2, 191; étape n03, 192; étape n04, 196; ou traverse un distributeur 195 avant de parvenir en 196. Dans cet exemple, les deux premières étapes de conditionnement d'agitation sont violentes et les deux dernières sont vigoureuses. A la sortie de l'épaississeur 186, on recueille un courant inférieur qui est recyclé selon 188 et un courant supérieur 187 qui est renvoyé vers la solution broyée. En 192, est ajoutée la solution broyée ou l'eau, l'agent alcalin et le collecteur. En 193, on ajuste la densité de la pulpe et on ajoute l'agent moussant. A la sortie de 195, les produits subissent une étape de flottation de dégrossissage et d'ébouage 196 à la sortie de laquelle sont séparés le concentré d'ébouage 197 dont une partie est recyclée selon 209 et une partie est dirigée selon 200 soit vers un épaississeur et un rebroyage soit directement vers un rebroyage; sont aussi séparés les produits de queue d'ébouage 199 qui constituent les produits de queue finals et le concentré de dégrossissage 198 qui est dirigé vers une première section d'épuration 209; à la sortie de cette section, les produits de queue 203 sont recyclés selon 206 et le concentré de première épuration 204 est dirigé selon 205 vers un rebroyage ou vers une flottation da deuxième épuration. Les principaux points préférentiels dans le circuit pour utiliser une étape de conditionnement d'agitation violente sont ceux où l'on emploie un agent acide ou un agent alcalin pour changer radicalement le pH de la pulpe. De cette façon, l'agent est plus rapidement absorbé par la pulpe et le pH de cette dernière atteint un équilibre en un temps de séjour plus court. Pour les étapes de conditionnement d'agitation violente, on utilise normalement de petits réservoirs dans Lesquels le temps de séjour de la pulpe, à chaque étape, n'excède pas environ 2 minutes. Selon la figure 16, un concentré d'ébouage, un produit de queue d'ébouage venant du circuit d'épuration ou tout autre produit de queue peut être récyclé dans le circuit de conditionnement d'agitation à n'iatporte laquelle des étapes souhaitées. - La figure 17 est un graphique représentant Iteffet de la den sité de la pulpe figurant en ordonnée sur la quantité d'agent acide utilisée figurant en abscisse en 0 > 45 kgttonne lorsqu'une étape de conditionnement acide précède l'étape final de conditionnement d'agitation avant la flotta tion, à un pH compris entre environ 8 et 12. Le premier minerai, représenté par la ligne 217, avait été concassé, lessivé in situ de façon classique par de l'acide sulfurique, lavé puis broyé dans le circuit de broyage avant de subir l'étape de condi tionnement acide. Le graphique illustre le-rendement métallurgique optimal obtenu pour différentes densités de pulpe, la quantité d'acide sulfurique à chaque densité donnant les plus faibles pertes en produits de queue. La ligne 218 du graphique représente les mêmes chiffres pour le même minerai qui fut concassé et broyé sans avoir subi de traitement métallurgique préalable. Ces deux minerais de cuivre étaient des échantillons fournis par un important fabricant d'Arizona. La caractéristique surprenante de ces résultats fut de découvrir que la quantité d'acide sulfurique requise pour produire le moins possible de produits de queue de flottation était fonction de la densité de la pulpe et diminuait au fur et à mesure de l'augmentation de cette densité. Bien que les pH; dans les étapes de conditionnement acide, fussent tous compris entre 1,2 et 6,5, les valeurs terminales des pH à la fin de l'étape de conditionnement acide variaient de façon importante. Pour des résultats optimaux, ces chiffres indiquèrent que l'agent acide devrait être ajouté à la pulpe sur la base de kg/tonne de minerai à une densité spécifique de pulpe. - La figure 18 représente les modes de réalisation préférentiels de l'invention avec les schémas d'écoulement de la pulpe en traitant celle-ci, convenablement préparée, directement à partir du circuit de broyage ou après une étape d'épaississeur. Les étapes préférentielles de condi tionnement d'agitation sont référencées comme suit : 220, 221, 222 et 223. 219 représente la pulpe convenablement préparée à partir du minerai; en 220, le pH est compris entre 1,2 et 6,5 avec adjonction'd'acide; la densité est de 30 à 50% de teneurs en solides. En 221, le pH est compris entre 8 et 10,5, et la densité entre 25 et 45% de teneur en solides; en 222, le pH est compris entre 12,0 et 12,3 et la densité entre 25 et 45% de teneur en solides; en 223, le pli est compris entre 8 et 12 et la densité entre 25 et %5% de teneur en solides. A ces quatre étapes, il est nécessaire d'exercer une puissance d'entraînement minimale, un temps de séjour et une puissance totale minimale.En 224, étape de flottation, le pH est compris entre 8 et 12, la densité entre 20 et 40Z de teneur en solides, I'agitation est vigoureuse et Ie temps de séjour ne doit pas être inférieur à un certain minimum. A la sortie de 224, on sépare le concentré 224' et les produits de queue 224". Les réactifs qui peuvent etre fournis aux différentes étapes sont numérotés de 1 à lla (inclus) et sont les suivants 1 : pas de réactif 2 : agent mouillant 3 : agent moussant 4 : agent dispersant 5 : agent sulfurant 6 : collecteur sulfhydryle 7 : cyanure alcalin 8 : agent alcalin 9 : agent acide 10(a) : sulfate de cuivre ll(a) : agent floculant différent de la chaux ou de l'hydroxyde de calcium. Lorsque l'agent floculant ll(a) est ajouté à l'étape de conditionnement d'agitation 221, la pulpe passe directement de 221 à la flottation 224. I1 faut noter que chaque étape de conditionnement d'agitation nécessite une énergie totale minimale fournie par les mécanismes d'agitation. Selon l'invention, le principal but de cette énergie est d'aider l'activation intense des particules du minerai et, notamment, des minéraux sulfurés. Cette puissance totale fournie est généralement en excès par rapport à la quantité requise pour maintenir en suspension les particules broyées du minerai avec le minerai finement broyé pour la flottation des.minerais sulfurés et la fourchette préférentielle de densité de la pulpe comprise entre 30 et 45% de solides. Avec un minerai grossièrement broyé, et dont la densité de la pulpe est comprise entre environ 20 et 35% de solides, la puissance fournie peut être inférieure à celle requise pour maintenir en suspens ion les plus grossières particules. L'invention est à présent illustrée à l'aide d'exemples d'essais en laboratoire sur trois types différents de minerai-en provenance du même gisement principal de cuivre américain. Ces minerais sont identifiés comme suit Lot 128 : teneur élevée en argile Cuivre total 0,95% Cuivre soluble dans l'acide 0,23Z Fe 5,45% S 4,22% Si02 60,00% CaO 0,25% MgO 0,35% Al2O3 15,70% Lot 126 : semblable à 128 mais plus riche en pyrite Cu total 1,23Z Cu soluble dans l'acide 0,17% Fe 7,95% S 10,10% Lot 130 : cet échantillon était un mélange d'échantillons fournis quotidiennement à un concentrateur, et peut être considéré comme produit moyen dans sa composition en talc et en argile. Cu total 1,09Z Cu soluble dans l'acide 0,36X Fe 7,55% S 3,23% Le corps de minerai d'où furent extraits ces échantillons est celui d'un important producteur de cuivre américain et les essais classiques. en laboratoire effectués par ce producteur donnèrent les résultats métallurgiques suivants; les trois échantillons contenaient des quantités différentes de talc et/ou d'argile. Lot 128 Concentré -7. de Cu 13,2% % total de Cu dans le concentré 75,8% Produits de queue de dégrossissage-% Cu 0,24% Lot 126 Concentré -'% de Cu 8,856. % total de Cu dans la concentré 74,937. Produits de queue de dégrossissage- % Cu 0,355 Lot 130 Concentré - % de Cu 15,30Z Z total de Cu dans le concentré 75,56Z Produits de queue de dégrossis8age- % Cu 0,27% Les résultats précédents peuvent être considérés comme le meilleur rendement métallurgique possible à partir de ces minerais selon la méthode classique de cet opérateur et les récupérations de minerai, aux qualités de concentrés obtenues,. furent acceptées comme les meilleures possibles. Dans tous les exemples, sauf un, le broyage fut exercé sur des charges de 800 g dans un broyeur à barres de laboratoire, avec une analyse au tamis d'environ 100 mailles, et une densité de pulpe d'environ 50% de solides. La pulpe fut transférée directement du broyeur dans une cellule de Fagergren de laboratoire de 600 g où s'opérèrent le conditionnement et la première flottation. Dans cette cellule Fagergren, la vitesse optimale pour le conditionnement d'agitation et la flottation fut de 2000tr/mn, alors que la vitesse optimale classique de flottation généralement acceptée est de 1800 tr/mn. L'augmentation entre 1800 et 2000 tr/"n représente une augmentation assez importante dans l'énergie fournie à la pulpe. On n'utilisa pas d'étape d'élimination des schlamms. Toutes les étapes d'épuration furent réalisées dans une cellule de Denver de 250 g. Sauf précision contraire dans des essais particuliers, le temps de flottation de dégrossissage fut de 7 minutes et, dans l'épurateur, le flottage fut poursuivi dans chaque cas jusqu'à épuration totale sans temps de repos. Le temps moyen du flottage de dégrossissage est exceptionnellement court, en ce qui concerne cette catégorie de minéraux, alors qu'il faudrait 15 minutes pour le flottage dans un circuit classique à n'importe quel taux de récupération. Pour une charge de 800 g- dans une cellule de Fagergren. de 600 g, la densité de la pulpe fut d'environ 30X de solides. Ceci constitue une caractéristique inhabituelle de l'invention en considérant les teneurs en argile et en talc des minerais traités. Dans les différents tests suivants, le produit de queue du dégrossissage et celui du premier épurateur sont représentés seulement à des fins métallurgiques comparatives; le rapport de concentration à ce point du circuit est compris entre environ 10-12 et 1. Dans les trois exemples, sont décrits des circuits complets illustrant la production de qualités de concentrés- dont la teneur en cuivre excède 20%. L'analyse du cuivre fut réalisée à l'aide de la méthode classique d'absorption atomique sur de nombreux échantillons du programme d'essai, soumis à l'analysa de contrôle par le fournisseur des différents échantillons de minerai. Lorsque le terme "corrigé" est utilisé, ceci indique qu'il a fallu appliquer le facteur de correction nécessaire pour relier l'analyse en laboratoire à l'analysa de contrôle du fournisseur. Au produit de queue -de dégrossissage combiné à celui du premier épurateur, pour corriger l'analyse du fournisseur, la règle du facteur de correction est supérieure à 0,01 de cuivre. Dans un circuit entièrement alcalin, et également dans un circuit où une étape acide préliminaire fut utilisée, une moyenne de 2,5% du cuivre total se reporte dans la solution. A l'exception des tests représentant l'analysa de la solution, toutes les analyses sont établies seulement pour les solides. tot 128 - Teneur élevée en argile EXEMPLE 1 - Test 8 L'échantillon est broyé avec 3970 g/tonne de carbonate de sodium produisant un pH de 9,85. La pulpe est ensuite conditionnée avec 68 g d'amyl xanthate de potassium (Z6) pendant 15 minutes. 9080 g par tonne d silicate de sodium sont alors ajoutés à la pulpe pendant 5 minutes et pendant les trois dernières minutes on ajoute, en même temps, 5 gouttes huile de pin. Le pH final est de 10. Le flottage de dégrossissage est réalisé en 7 minutes avec addition de 11,35 g par tonne de Z6 et 1 goutte d'huile de pin. Le concentré de dégrossissage est conditionné dans la cellule Denver pendant 3 minutes avec 11fui35 tonne de Z6 et 908 g/tonne de silicate de sodium, puis soumis à un flottage d'épuration. Les produits de queue de dégrossissage + épuration représentent 91,8% en ponds contenant 0,077 de cuivre. Comparé au test classique dans lequel la perte en résidus de dégrossissage fut de 0,24% de Cu, ceci représente une augmentation très importante dans la récupération. I1 faut noter que dans ce minerai qui contient une teneur élevée en argile, on utilisa, avant la flottation de dégroasissage, une étape de conditionnement d'agitation dans laquelle fut ajoutée, à la pulpe, une concentration importante de silicate de sodium en présence du collecteur anionique sulfhydryle et que le temps de conditionnement fut de 5 minutes. Le concentré de dégrossissage fut de nouveau conditionné pendant 3 minutes avec addition de 908 g/tonne de silicate de sodium. et 11,35 g/tonne de collecteur anionique sulfhydryle. Dans le processus en continu, la consommation d'énergie des mécanismes d'agitation utilisés dans le circuit de conditionnement avant la première flottation serait estimée à 1 kW-h/tonne de minerai sec fourni au circuit. Dans la principale mise en application de l'invention où le circuit de conditionnement d'agitation est placé entre le circuit de broyage et la flottation de dégrossissage, l'énergie maximale requise estimée pour la totalité des mécanismes d'agitation est d'environ 5 kW-h/tonne de minerai traité, pour le traitement des minerais contenant du sulfure de cuivre ou de minerais contenant du sulfure de cuivre et de molybdène. La consommation d'énergie du circuit de conditionnement d'agitation traitant le concentré de dégrossissage serait estimée à 0,15kW-h/tonne de solide fourni au circuit. EXEMPLE 2 - Test 5 Ce test est identique à l'exemple 1, excepté que l'on remplace le carbonate de sbdium par de la chaux dans la premiere étape pour porter la pulpe originelle, durant le conditionnement avec le collecteur au pH maximal. Le pH, à la fin-de ce conditionnement avec Z6 (amyl xanthate de potassium fabriqué par American Cyanamid) est de 11,65. Cependant, après addition du dispersant très alcalin, silicate de sodium, le pH tombe immédiatement à 11,1 et la flottation de dégrossissage s'effectue à un pH de 10,9. On ignore la raison de cette chute de pli. Le produit de queue du dégrossissage + première épuration est de 91,8% en poids et l'analyse révèle 0s072% de Cu. Les produits de queue de dégrossisage représentent 8870 et ceux de la première-épuration 3,8 /4. Un des surprenants résultats de ce test est que,même si le cycle d'activation avec Z6 astat pH optimal, le pH final de la flottation est nettement inférieur au pH optimal des procédés classiques, qui est de 11,6. Ce test indique que le pH optimal de flottation prédéterminé pour-ces minéraux est radicalement modifié. Bien que la chaux soit un floculant, en comparaison avec l'exemple 1 où l'on utilisa du carbonate de sodium anhydre, l'on ne constate pas de différence notoire dans la métallurgie finale. L'une des caractéristiques de ce test réside dans la quantité importante de silicate de sodium utilisée pour produire cette étonnante récupération de cuivre. Dans la première étape de conditionnement d'agitation entre le circuit de broyage et la flottation de dégrossissage, on utilise 9080 g de silicate de sodium/tonne de minerai et, dans la deuxième étape de conditionnement d'agitation sur le concentré de dégrossissage et en tête du premier flottage d'épuration, on utilise 7540 g de silicate de sodium/tonne de concentré de dégrossisage. De telles concentrations de dispersant dans le traitement classique du minerai de cuivre n'ont jamais été utilisées auparavant et seraient jugées intolérables en raison des pertes importantes de cuivre. Pour traiter ces minerais contenant un pourcentage relativement élevé de schlamm avec de l'argile ou de minéraux de roche favorable du type talcose, il est préférable de diminuer les schlamms dans au moins une étape de conditionnement d'agitation entre le circuit de broyage et le circuit de flottation de dégrossissage, et de traiter au moins un concentré de flottation dans une nouvelle étape de conditionnement en présence d'un dispersant pour réduire à nouveau les schlamms restants. Comme on pourra l'observer dans de nombreuses autres illustrations de l'un des modes de réalisation préférentiels de l'inventien, la quantité de dispersant utilisée dans cet exemple est nettement en excès par rapport à la quantité requise pour éliminer efficacement les poussières de talc et de talcose avec une récupération très satisfaisante de cuivre. Pour déterminer la quantité requise, il faut augmenter le dispersant jusqu'au point où la récupération en cuivre n'augmente plus. Cette quantité est généralement en excès par rapport à celle requise pour la dépression efficace des résidus de minéraux de roche favorable non sulfurés. En augmentart reguliement la quantité de dispersant, on a déjà déterminé la quantité minimale réquise pour une récupération optimale du cuivre et, dans une unité industrielle, il est préférable utiliser de 5 à 20% en excès de cette quantité pour permettre le court-circuitage qui a lieu dans les unités montées en série. En décrivant cette quantité de dispersant, on emploie le terme "quantité suffisante".Dans l'unité industrielle, cette quantité ajoutée de dispersant peut être réduite en raison de l'établissement du dispersant dans la solution broyée mise en circulation. Le temps de conditionnement d'agitation est également important notamment sur la pulpe originelle du minerai ou après un premier flottage superficiel. Si le temps est trop court, on ne peut obtenir ni l'intense activation des minéraux de cuivre, ni la dépression efficace des résidus des minéraux de roche favorable non sulfurés. Un excès de temps raisonnable n'a pas d'effet fâcheux. Le temps minimal plus un excès raisonnable de 10 à 25% de temps de séjour de la pulpe dans une étape de conditionnement d'agitation pour une activation intense d'au'moins les minéraux de cuivre sulfurés et une dépression efficace des résidus de roche favorable non sulfurés dans la flottation suivante est référence comme "temps suffisamment long". La quantité de collecteur total -xanthate de butyle- utilisée dans le circuit classique sur ce minerai est de 31,78 g/tonne. I1 faut noter que, selon l'invention on utilise 68,10 g d'amyl xanthate dans l'étape de conditionnement d'agitation précédant la flottation de dégrossissage et 11,35 g/tonne dans l'étape de conditionnement d'agitation sur le concentré de dégrossissage avant le premier flottage d'épuration. Cette concentration comparativement importante de collecteur dans les deux seules étapes de conditionnement d'agitation, est une caractéristique typique du procédé de l'invention, même dans les cas où l'on utilise des quantités totales inférieures. EXEMPLE 3 - Test 1 A l'étape de broyage, 2270 g/tonne de chaux et 2270 g/tonne de carbonate de sodium anhydre sont ajoutés donnant un pH de 11,4. On ajoute 908 g/tonne de Z6 et la pulpe est conditionnée en 30 minutes. Après cette étape, on ajoute 340 g/tonne d'un floculant (gomme de caroube). La pulpe est conditionnée pendant 7 minutes avec addition finale d'huile de pin comme agent moussant. Le flottage de dégrossissage est de 8 minutes avec addition de 11,35 g/tonne de Z6 et 1 goutte d'huile de pin. Un précondition finement de 4 minutes sropSre dans l'épurateur avec 1080 tonne de carbonate de sodium anhydre, 11,35 g/tonne de Z6 et 113,50 tonne de gomme de caroube. Le résidu combiné du dégrossissage et du premier épurateur est de 90,6 % et l'analyse donne 0,09% de Cu. Ceci est, de façon surprenante, un rendement métallurgique satisfaisant vu que l'on a substitué un floculant à un dispersant; et, bien que les métaux obtenus soient plus pauvres que dans les exemples et 2, le rendement est nettement meilleur que celui obtenu avec le circuit classique. Ce test prouve que lorsqu'un circuit entièrement à la chaux n'est pas utilisé dans les étapes initiales, on peut appliquer à l'étape finale soit un dispersant soit un floculant. EXEMPLE 4 - Test 34 Dans cet exemple, 227 g/tonne de carbonate de sodium anhydre sont ajoutés à l'étape de broyage, le pH final étant due 6,45. A la première étape de conditionnement, on ajoute en 12 minutes 3077 g/tonne de chaux et 45,4 g/tonne de NaCN. Le pH initial est de 11,8. On ajoute le cyanure pour la dépression. de la pyrite. Le cycle de conditionnement suivant s'opère en 20 minutes en ajoutant 77 g de Z6. Dans la dernière étape avant la flottation, on ajoute 3405 g/tonne de silicate de sodium que l'on conditionne pendant 5 minutes avec 3 gouttes d'huile de pin pendant les 3 dernières minutes. Le flottage de dégrossissage dure 7 minutes avec addition de 1,35 g/tonne de Z6 et une goutte d'huile de pin. Le premier flottage d'épuration opère, en 4 minutes, le préconditionnement du concentré de dégrossissage avec 170 g de chaux, 227 g de cyanure de sodium et 567 g de silicate de sodium. Le deuxième flottage opère, en 6 minutas, le préconditionnemant du concentré du premier épurateur avec 454 g de chaux, 45,4 g de cyanure de sodium et 22,7 g de silicate de sodium. On obtient la métallurgie "corrigée" suivante Analyse % Cu Produit % en poids % Cu distribution Concentré 3,3 21,6 79,8 Produits de queue de l'épuration 2 1,1 2,07 2,5 Produits de queue de l'épuration 1 7,0 0,48 3,8 Résidus de dégrossissage 88,6 | 0,14 100,0 100,0 En comparant la perte des résidus à celle de l'exemple précédent, il est évident que le cyanure nuit à la récupération si on l'utilisa dans le premier cycle de conditionnement.Cependant, en comparant la métallurgie en circuit ouvert au test métallurgique standard où la quantité du concentré est de 13 > 27 et la récupération en cuivre de 75,8%, la qualité du concentré obtenu dans ce circuit est de plus de 50Z supérieure et révèle une augmentation dans la récupératlon du cuivre, même si l'emploi du cyanure, comme agent de dépression de la pyrite, n'a pas été optimisé. Selon la méthode classique de flottation, les produits insolubles dans le concentré final sur ce type de matériau représenteront en moyenne de 25 à 30%, alors qu'à l'exemple 4, ils représentent 6,4%. Ce dernier pourcentage est incroyablement faible (résidus de minéraux de roche favorable non sulfurés) puisqu'il est nettement inférieur à celui obtenu avec la méthode classique sur des minerais et présente peu ou pas de problème de schlamm.Il faut noter que, comme à l'exemple 1, on a utilisé avant la flottation de dégrossissage, une étape de conditionnement d'agitation à vitesse élevée dans laquelle l'agent dispersant -silicate de sodium- fut ajouté à la pulpe en présence d'un collecteur anionique sulfhydryle, qui avait été de nouveau conditionné pendant 20. minutes. I1 faut également noter qu'en tête de chaque épurateur, le conditionnement d'agitation à grande vitesse s'opérait en présence d'un agent dispersant supplémentaire. I1 y eut, dans. ce cas, un transfert suffisant de collecteur anionique sulfhydryle à partir du circuit de dégrossissage. Lot 126 - teneur élevée en talc et en pyrite EXEMPLE 5 - Test 37 Dans l'étape de broyage, on utilisa 1135 g/tonne de carbonate de sodium anhydre, le pH étant de 7. A l'étape de conditionnement suivante, on ajoute en 12 minutes 3178 g/tonne de chaux, 45,4 g de cyanure de sodium, le pH étant initialement de 12 pour arriver en fin de cycle à 11,8. Dans le cycle de conditionnement suivant, on ajoute en 20 minutes 77 g/tonne de Z6t le pH final étant de 11,75. Dans le dernier cycle précédant la flottation, on ajoute en 5 minutes 3405 g/tonne de silicate de sodium et 3 gouttes d'huile de pin pendant les 3 dernières minutes. La flottation de dégrossissage s'opère en 12 minutes avec addition de 11,35 g/tonne de Z6 et 1 goutte d'huile de pin. Le premier flottage d'épuration opère en 6 minutes le précon ditionnementRdu concentré de dégrossissage avec 340 g de chaux, 34 g de cyanure de sodium et 567 g de silicate de sodium, par tonne respectivement, le pH étant de 11,7. Le deuxième flottage d'épuration opère en 8 minutes le préconditionnement avec 567 g de chaux, 45,4 g de cyanure de sodium et 28 g de silicate de sodium, par tonne respectivement, le pH étant de 12,2. On obtient la métallurgie suivante Analyse Z Cu Produit Z en poids 7. Cu distribution Concentré 4,1 22,8 79,1 Produits de queue de l'épuration 2 6,8 0,73 4,4 Produits de queue de l'épuration 1 20,8 0,35 6,2 Produits de queue de dégrossissage 68,3 0,18 10,3 I1 faut noter que, comme à l'exemple 4, l'utilisation du cyanure n'a pas été optimisée.Cependant, avec le circuit de base de l'invention, la qualité du concentré est supérieure de plus de 100% par rapport à celle obtenue avec la méthode classique et révèle une meilleure récupération du cuivre. Les produits insolubles dans le concentré final représentent 1,6I. Ce pourcentage est remarquablement faible si l'on considère les excellents résultats métallurgiques obtenus. Comme dans les exemples précédents, il faut noter l'utilisation avant la flottation de dégrossissage, d'une étape de conditionnement d'agitation de 6 minutes où du silicate de sodium fut ajouté à la pulpe en présence d'un collecteur anionique sulfhydryle. Dans ce cas, le conditionnement du concentré de dégrossissage s'opère en présence d'un dispersant, silicate de sodium, d'une petite quantité de cyanure de sodium, et le pH est ajusté par de la chaux à 11,7. Il n'est pas nécessaire d'ajouter de nouveau un collecteur anionique sulfhydryle, le transfert de celui-ci, depuis d'étape de dégrossissage, étant suffisant. Le concentré du premier épurateur est conditionné de la même façon avant le deuxième flottage d'épuration pendant 8 minutes sans nécessiter une addition supplémentaire dudit collecteur. Le pH est ajusté par de la chaux à 12,2. On a découvert que le pH optimal, avant le rebroyage d'un concentré de flottation d'épurateur, se situe dans une fourchette comparativement petite et peut jouer un rôle important quant à la récupération et à la quantité du concentré et également dans l'élimination efficace des produits insolubles et de la pyrite. Dans la première étape d'épuration où le conditionnement, ou conditionnement d'agitation, est réalisé avant le premier épurateur, la fourchette du pH optimal se situe généralement entre 1015 et 12,2 et concerne tous les épurateurs avant le rebroyage. Si la pyrite ne constitue pas un problème pour la production d'un concentré de grande qualité, il est cependant préférable d'utiliser un conditionnement ou conditionnement d'agitation en employant un dispersant et un collecteur anionique sulfhydryle libre dans la pulpe où le pH est compris entre 9,5 et 12. Ceci s'applique aux circuits, qu'il y ait ou non besoin d'une étape de rebroyage de l'un des concentrés. Si une étape de rebroyage est requise et si la pyrite dans le minerai constitue un problème dans la production d'une qualité acceptable de concentré, après le rebroyage à la fois dans le conditionnement, ou conditionnement d'agitation, et dans la flottation, la fourchette du pH préférentielle de l'invention pour lrélimination de la pyrite est comprise entre environ 12,3 et 12,6 en utilisant seulement de la chaux comme agent alcalin. Si d'autres agents alcalins, tels que l'hydroxyde de potassium ou NaOH sont utilisés en combinaison avec la chaux, le pH peut atteindre environ 12,9. Dans une unité industrielle, il est très difficile de mesurer avec précision ces pH élevés. Pour cette raison, il est préférable de contrôleur le circuit dans la même fourchette de pH à l'aide de la méthode qui consiste à titrer la chaux libre avec une quantité connue de solution d'acide sulfurique. Cette méthode est bien connue et une fois que la quantité de chaux libre dans la solution est établie dans la fourchette équivalente de pH, un contrôle précis peut être réalisé. EXEMPLE 6 - Test 42 - Lot 130 On obtient la métallurgie suivante en utilisant dans les épurateurs du cyanure et de la chaux. Les analyses chimiques des différents produits furent corrigées et sont les suivantes. Analyse % Cu Produit % en poids 7 Cu distribution Concentré 2,5 35,7 83,5 Produits de queue de l'épuration 3 2,7 2,1 5,3 Produits de queue de l'épuration 2 2,8 1,5 3ss9 Produits de queue de l'épuration 1 12,6 O,I9 2,3 Produits de queue de s dégrossissage 79,4 0,067 5,0 100 100 Nonseulement laqualité du concentré révèle une augmentation de plus de 100% par rapport à la qualité standard mais également la récupération en circuit ouvert du cuivre est nettement améliorée, meme avant de prendre en considération la récupération supplémentaire qui serait réalisée en circuit fèrmé avec les produits de queue des deuxième et troisième épurations. On utilisa le circuit suivant. A l'étape de broyage, on ajouta 28 g/tonne de carbonate de sodium anhydre pour obtenir un pH de 7,55. Le premier cycle de conditionnement dura 2 minutes avec 3859 g de chaux/tonne donnant un pH de 11,75. Le deuxième cycle de conditionnement opéra en 19 minutes avec 102 g/tonne de Z6, le pH final des étapes étant de 11,6. Le troisième et dernier cycle de conditionnement précédant la flottation s'opéra en 5 minutes avec 2837 g/tonne de silicate de sodium et 3 gouttes d'huile de pin pendant les 2 dernières minutes. Le silicate de sodium fit tomber le pH a 11,4. Le flottage de dégrossissage s'opéra en 7 minutes avec addition de 11,35 g/tonne de Z6 et 1 goutte d'huile de pin. Avant le premier flottage d'épuration, le concentré de dégrossissage fut conditionné sous agitation pendant 3 minutes avec une petite addition d'amyl xanthate de potassium et environ 454 g/tonne de silicate de sodium. Après le premier épurateur, le concentré fut filtré et rebroyé avec de la chaux pour produire un pH de 12,15. Après le broyage, la pulpe fut placée dans la cellule de Denver de 250 g et conditionnée avec 45,4 g/tonne de NaCN et 283 g/tonne de Na2Si 3 Dans le troisième épurateur, le pH fut élevé à 12,35 par de la chaux et 45,4 g de NaCN/tonne de minerai et la pulpe fut conditionnée avec le flottage. Dans le deuxième comme dans le troisième épurateur, il fut surprenant d'obtenir seulement de faibles pertes en cuivre dans les produits de queue, alors que le pH utilisé était bien supérieur au pH optimal. Ce test prouve l'intense activation des minéraux de cuivre obtenue avant le flottage de dégrossissage et maintenue lors de l'épuration. La qualité du concentré obtenue dans ce test, supérieure de plus de 100% à celle obtenue dans le circuit classique avec une récupération améliorée en cuivre est surprenante du fait que l'on utilise seule ment trois épurateurs. I1 faut noter qu'après le broyage, l'épurateur n 2 était au pH 12,15 et; l'épurateur n03 au pH 12,35. L'utilisation combinée d'un agent dispersant, de fourchettes spécifiques de pH, et du collecteur anionique sulfhydryle au premier flottage d'épuration permet une élimination efficace des résidus de minéraux de roche favorable non sulfurés et de la pyrite et l'on obtint, de ce fait, un concentré d'excellente qualité ainsi qu'une récupération de cuivre améliorée. EXEMPLE 7 Une série de tests fut réalisée en utilisant différents agents alcalins pour contrôler le pH au pH optimal classique de 11,6 dans le cycle d'activation avec du xanthate. Le circuit fut le suivant Etape de broyage : 12 minutes avec les agents alcalins de la colonne 1. Premier cycle : 2 minutes de conditionnement avec de la chaux portant le pH à environ 11,6. Deuxième cycle : 19 minutes de conditionnement avec addition de Z6. Troisième cycle : 5 minutes de conditionnement avec addition de silicate de sodium et d'huile de pin. Etape de flottation : 7 minutes avec addition de 11,35 g/tonne de Z6 et 1 goutte d'huile de pin. Premier épurateur : 3 minutes de conditionnement avec 11,35 g/tonne de Z6 et 567 g de silicate de sodium suivi par la flottation et l'épuration. Test Réactif ajouté Réactif pH Produits de queue de dégrossissage + épuration n au broyage et g/tonne Après Cycle n de test broyage avec Z6 % en poids % Cu 1 chaux (40) 3972 11,6 11,6 92,0 0,099 2 chaux (44) 227 7,9 11,6 91,3 0,072 3 C03Na2(42) 283 7,55 11,6 92,0 0,073 4 C 3K2 (43) 283 8,4 11,6 91,4 0,081 5 NO3H (45) 227 8,0 11,55 91,1 | 0,081 6 NH40H (46) 227 7,5 11,52 91,4 0,076 D'après les résultats, le pH à la fin du broyage est important et la récupération de cuivre est nettement supérieure lorsque le pH final est très inférieur au pH optimal pour la flottation. On s'atten- drait plutôt au phénomène inverse. Il faut noter que dans tous ces tests précédant la flottation de dégrossissage, la dernière étape de conditionnement s'opérait en 5 minutes avec un agent dispersant -silicate de sodium- en présence d'un collecteur anionique sulfhydryle, l'smyl xanthate de potassium. EXEMPLE 8 Une série de tests fut réalisée comportant une étape de conditionnement acide avant l'activation et récupération des minéraux de cuivre avec le collecteur. Dans chaque cas, après l'étape acide, le pH fut augmenté par de la chaux pour le porter à environ 11,6 par le xanthate dans l'étape d'activation et de récupération. Le cycle à la chaux dura 2 minutes suivies de 19 minutes de conditionnement avec 102 g de 26 ajoutés à l'étape, et ce cycle fut suivi de l'addition, an 5 minutes, de 3405 g/tonne de silicate de sodium et, pendant les deux dernières minutes,de 3 gouttes d'huila de pin. Le flottage de dégrossissage s'opéra en 7 minutes avec addition de 11,55 g/tonne et 1 goutte d'huile de pin. Le premier épurateur fut identique dans tous les cas en ce qui concerne le pourcentage de réactif et le temps de conditionnement. Le tableau suivant donne les résultats comparatifs Test Circuit de Premier cycle Produits de queue broyage de dégrossissage + épuration Réactifs pR Réactifs pH pH g/ Z en Z Cu ajoutés final ajoutés initial final tonne poids 1 CO3Na2 7,7 H2S04 4,7 5,4 (1) 90,1 0,057 (47) 283 g 1135 g 2 Chaux 8,0 H2S04 4,6 5,5 | (2) 90,8 0,065 (48) 90,8 g 1135 g 3 H2504 5,5 - 5,5 5,5 (3) 90,9 0,050 1135 g I1 faut noter que la petite quantité d'acide sulfurique ajoutée à 1'6tape de broyage entraîne une diminution importante de la perte en produits de queue. On pensa, tout d'abord, que ceci résultait de ce qu'une plus grande quantité de cuivre soluble dans l'acide se diluait. Cependant, les dernières recherches ne vérifièrent pas cette théorie. Ceci provient en fait d'une amélioration marquée dans les minéraux de cuivre mis en flottation. II faut également noter que, dans le test 3, il n'y eut pas de variation de pH entre le début et la fin de l'étape de conditionnement acide. Avec des minerais contenant une quantité plus importante de constituants solubles dans l'acide le pH à cette étapead de pouveit s'élever au pH alcalin 7, selon la quantité d'acide utilisée et le pH naturel de la pulpe. EXEMPLE 9 - Lot 130 a troisième test dans l'exemple 8 utilisant une étape acide dans le circuit de broyage avec 10 minutes de conditionnement suivant l'étape de broyage au pH 5,5 produisit un produit de queue de dégrossissage + pre mière épuration de 90,9% en poids, l'analyse révélant 0 > 050% de Cu. Dans cet exemple, après le cycle acide, le pH s'éleva à environ 11,6 grâce à l'addition simultanée de chaux et d'agent dispersant suivie par le cycle d'activation au xanthate et ensuite de la flottation. Le produit de queue obtenu fut de 91,25% en poids, l'analyse révélant 0,062% de Cu; soit une légère augmentation de la perte en produit de queue comparée au circuit où l'on ajouta le dispersant après le cycle d'activation au xanthata. EXEMPLE 10 Dans cet exemple, on introduisit l'agent dispersant -silicate de sodium- après l'étape de broyage dans laquelle on ajouta 227 g/tonne de chaux pour obtenir un pH final de 7,9. La pulpe fut alors transférée dans la cellule Fagergren et conditionnée pendant 1 minute avec 2837 g/tonne de silicate de sodium, l'addition de ce dernier portant le pH à 8,9. Dans l'étape suivante, on ajouta 3745 g/tonne de chaux élevant le pH à 11,9. Dans le cycle suivant, on ajouta 102 g/tonne de Z6 et la pulpe fut conditionnée pendant 19 minutes avec 3 gouttes d'huile de pin ajoutées pendant les trois dernières minutes. Le pH final de la pulpe était de 11,55. Le cycle de flottation s'opéra en 7 minutes avec addition de 11,35 g/tonne de Z6 et 1 goutte d'huile de pin.Le premier épurateur fut l'épurateur standard utilisé dans les tests précédents, ctest-d-dire que le conditionnement s'opéra en 3 minutes avec 1,35 g/tonne de Z6 et 567 g/tonne de silicate de sodium.. Le rejet en produits de queue fut de 92,257.en poids, l'analyse révélant 0,089% de Cu. En comparant ce test à l'exemple 2 dans la série 7 où le changement fut la place de l'addition du silicate de sodium ou du cycle dispersant, il faut noter que les produits de queue dans ce test représentèrent 91,32 en poids, à 0,072% de Cu. En d'autres termes, lladdi- tion de silicate de sodium avant celle du collecteur entraîne une perte plus importante en produits de queue. EXEMPLE 11: Cet exemple est une réplique du 3e test de la série 8 excepté que, après l'étape de conditionnement au pH 5,5, ce dernier fut porté par la chaux à 7,7 et la pulpe fut ensuite dispersée avec du silicate de sodium avant l'élévation du pH à 11,6, suive de l'addition de xanthate. Le rejet en produits de queue dans ce test fut de 91,3 X en poids, l'analyse révélant 0,065 Z de Cu; par rapport à la perte en produits de queue du test comparatif donnant 0,050 % de Cu, ce test illustre l'effet de l'utilisation d'une étape dispersante avant l'addition du collecteur. EXEMPLE 12 A part l'addition de silicate de sodium à l'étape de broyage, cet exemple est une réplique du test 2 dans l'exemple 7. Le tejet en produits de queue fut de 92,6 7. en poids à 0,096 7. de Cu ; ceci constitue une augmentation de perte en produits de queue comparée à celle obtenue avec l'addition de silicate dans le dernier cycle précédant la flottation plutôt que dans la première étape EXEMPLE 13 - test 58 Dans cet exemple, le collecteur -xanthate- fut ajouté à l'étape de broyage ;à à cette différence près, l'exemple est une réplique du test 2 de l'exemple 7.Le rejet des produits de queue fut de 91,1 % en poids, l'analyse révélant 0,062 % de Cu ; ce résultat constitue une amélioration par rapport à celui obtenu en ajoutant le collecteur dans le second et dernier cycle du test comparatif, Dans cet exemple, le temps total de contact du collecteur avec le minerai fut de 36 minutes et l'on obtint le plus faible pourcentage de perte en produits de queue de tous les différents circuits alcalins utilisée Par contre, lorsque l'étape de broyage fut réalisée dans un circuit acide, l'addition du collecteur a l'étape de broyage entraîna une récupération de Cu inférieure à celle obtenue lorsque le xanthate fut ajouté après le conditionnement dans l'étape acide et l'élévation du pH au stade alcalin. EXEMPLE 14 Ce test est une réplique du second test de l'exemple'7, excepté que l'on remplaça le silicate de sodium par du pyrophosphate tétrasodique. Dans le test utilisant 2837 g/tonne de silicate de sodium, ce dernier servit de dispersant. Dans le cas du pyrophosphate, on utilisa seulement 10 % de silicate de sodium. Le rejet des produits de queue fut de 91,9 % en poids, l'analyse donnant 0,073 % de Cu. L'on verra que la métallurgie est pratiquement identique prouvant ainsi que l'on peut efficacement utiliser la famille des phosphates à la place des silicates, ceci représentant un facteur économique appréciable Sur le plan industriel, les silicates sembleraient cependant présenter un avantage important sur les phosphates.Le facteur surprenant dans l'utilisation du silicate de sodium fut que dans la fourchette de pH comprise entre 10 et 12, dès que la quantité efficace fut atteinte, le pH tomba soudainement, ce qui peut etre utilisable par des contrôles automatiques, alors qu'avec les pyrophosphates il n'y eut aucun changement de pH. EXEMPLE 15 - test 61 Cet exemple est une réplique de l'exemple 14 dans lequel on substitua du lignosulfonate de sodium au silicate ou au pyrophosphate de sodium dans le cycle dispersant. La perte en produits de queue fut de 90,9 % en poids, l'analyse révélant 0,075 % de Cu ; ce résultat, puisque le Bgnosulfonate ne fut pas optimisé, peut être considéré comme équivalant à ceux obtenus à la fois avec le silicate et le pyrophosphate de sodium. Dans cet exemple, 283 g/tonne de lignosulfonate furent utilisés, faisant tomber le pH de 0,05. Cependant, comme le pH naturel de la solution à 5 % de lignosulfonate était de 8,1, cet abaissement de pli peut compter comme- variation. EXEMPLE 16 - test 64 Pendant l'étape de broyage de cet exemple, 3405 g/tonne d'acide sulfurique furent ajoutés pour donner un pH final d'environ 5,1. Après le broyage, la pulpe fut conditionnée pendant 10 minutes sans nouvelle addition de réactif. I1 n'y eut pas de changement de pH durant ce cycle. Dix minutes après, on ajouta à la pulpe .908 g/tonne de chaux et 102 g/tonne de 6, élevant la pH à environ 6,5. La pulpe fut conditionnée pendant 10 minutes et, à la fin de cette période, on ajouta de la chaux portant le pH de la pulpe à 11,55 ; la durée de conditionnement dans ce cycle fut de 19 minutes ; le pH final fut de 11,45. Après ce cycle, on ajouta en 5 minutes 5561 g/tonne de silicate de sodium et pendant les 2 dernières minutes on ajouta simultanément 3 gouttes d'huile de pin ; après cette addition, le pH tomba immédiatement de 11,45 à 11,15. L'étape de flottacion fut identique à celle utilisée dans les exemples précédents.La perte en produits de queue fut de 89,4 % en poids, l'analysa révélant un pourcentage total de Cu égal à 0,08 Z dont 0,013 % soluble dans l'acide. Des échantillons de la solution totale venant des produits de queue de dégrossissage et de la 1ère épuration furent analysés et révélèrent une teneur en Cu de 2,2 % du cuivre total (6,7 % de cuivre soluble dans l'acide). Les résidus solides contenant 3,2 % de cuivre soluble dans L'acide, la récupération du cuivre soluble dans l'acide dans le concentré d'épuration fut de 90,1 %. I1 faut noter que la quantité de collecteur ajoutée aux étapes de conditionnement d'agitation avant la flottation de dégrossissage fut de 102 g/tonne de minerai, ou environ trois fois le quantité utilisée dans le circuit classique pour ce minerai. EXEMPLE 17 - test 65 Cet exemple est une réplique de l'exemple précédent excepté qu'après la 1ère étape de conditionnement acide, le pH de la pulpe s'éleva à 8 et que cette dernière fut conditionnée en ce point par le xanthate pendant 10 minutes. La perte en produits de queue fut de 90,5 Z, l'analyse révélant une teneur en cuivre totale de 0,051 Z dont 0,012 Z de cuivre soluble dans l'acide et, dans les produits de queue de la solution, 3 Z pour un total de 10,6 Z, de sorte que 89,4 Z de cuivre soluble dans l'acide sont contenus dans le concentré d'épuration. EXEMPLE 18 Cet exemple est une réplique de l'exemple 13, excepté que l'on inséra après l'étape de broyage un cycle de conditionnement de 10 minutes à un pH d'environ 7,7. La perte en produits de queue fut de 90,8 Z en poids, l'analyse révélant 0,061X de Cu, pourcentage pratiquement identique à celui obtenu à l'exemple précédent. La teneur en Cu soluble dans la solution des produits de queue de dégrossissage + 1ère épuration représentaient 10 % de la totalité du Cu soluble dans l'acide. I1 faut noter que le Cu soluble dans l'acide en solution dans ce circuit alcalin fut nettement supérieur à celui obtenu dans les deux exemples précédents où les étapes de départ se trou varient dans un circuit acide.Ce phénomène reste inexpliqué. EXEMPLE 19 - test 63 Pour cet exemple, on utilisa du minerai du lot 128 et un échantillon de 1000 g fut broyé pendant 12 minutes à 50 Z de solides avec 906 g/tonne d'acide sulfurique. Après un conditionnement de 10 minutes suivant le broyage sans addition de réactif, le pH fut de 4,5.Il s'éleva à 11,6 en ajoutant 2565 g/tonne de chaux, puis l'on ajouta 102 g de Z6 pour un conditionnement de 19 minutes à la fin duquel le pH fut de 11,45. On ajouta simultanément 5561 g/tonne de silicate de sodium et 3 gouttes d'huile de pin pour obtenir un pH de 11,10. Un cycle de flottation semblable à celui de l'exemple 16, mais réalisé avec 41 Z de solides, produisit des produits de queue combinés de dégrossissage + Zèbre épuration contenant 88,4 Z en poids de solides et analysant seulement 0,042 Z de Cu total, ce qui constitue un résultat remàrquable pour une densité de pulpe ai élevée. Comme précédemment mentionné, environ 2,5 Z du Cu total se reporta dans la solution des produits de queue. De façon à filtrer ces derniers, il est utile de les floculer en les rendant acides par de l'acide sulfurique Bien que le temps total requis, depuis lracidification des produits-de queue dans la cellule de flottation jusqu'à complète filtration, fut égal ou inférieur à 2 minutes on découvrit avec surprise que ce cuivre se dissolvait réellement durant cette période. Les tests suivants révéleront que la solution des produits de queue à la fin de la flottation dans le circuit alcalin ne contient pas du tout de cuivre dissous. En utilisant le filtrat des produits de queue comme solution pour le broyage du produit nouvellement fourni au circuit acide, il est possible de récupérer la majeure partie de ce cuivre soluble dans I'acide sulfurique par flottation puisque, si le produit du circuit de broyage par voie humide est rendu alcalin, le cuivre dissout précipite et flotte avec les sulfures de cuivre. Ce phénomène présente une façon simple et efficace de permette la flottation au xanthate des minéraux de cuivre solubles dans l'acide eul- furique sans tenir compte de la présence, ou non, dans le minerai des poussières de talc ou d'argile rendant nécessaire l'utilisation de dispersants et de floculants de la façon décrite précédemment. I1 semble que,pour la flottation efficace du mélange de minéraux de cuivre sulfurés et solubles dans l'acide présents dans les minerais tels que ceux références, il ne soit pas nécessaire que la totalité des minéraux de cuivre solubles dans l'acide soit mise en solution et précipitée, seul un faible pourcentage étant suffisant. En réalité, puisqueavec un conditionnement approprié -déjà décrit- une proportion tres importante de ces minéraux solubles dans l'acide flottent dans ùn circuit entièrement alcalin, lton suppose qu un certain mécanisme de précipitation-dissolution se produit meme si le pH se trouve dans la fourchette alcaline. D'après les exemples précédents et d'après les exemples suivants, la capacité de flottation des minéraux de cuivre solubles dans l'acide est maximisée par les conditions acides établies dans au moins une étape du circuit de conditionnement. Par ailleurs, l'emploi d'agents dispersants durant une telle étape peut etre favorable pour assurer que l'effet du traitement atteint la majeure partie des particules de la pulpe. EXEMPLE 20 Etape 1 Un échantillon de 1000 g du minerai du lot 128 préalablement décrit fut broyé dans une broyeur à barres pendant 12 minutes} à une densité de pulpe de 50 Z de solides avec addition de '308 g/tonne de H2S04. Après le broyage, la pulpe fut placée dans une cellule Fagergren de laboratoire où elle fut conditionnée pendant 10 minutes sans nouvelle addition de réactif; le pH initial et final de cette étape de conditionnement fut de 5 Etape 2 On ajouta 5902 g/tonne de Ca(OH)2 et l'on conditionna la pulpe pendant 5 minutes. Le pH initial fut de 12,20 et le pH final de 12,25. Etape 3 On ajouta 998 g/tonne de H2SO4et 81,7 g/tonne de Z6 avant de conditionner la pulpe pendant 15 minutes ; pH initial : 11,65 ; pH final : 11,40. Etape 4 On ajouta ensuite simultanément 5448 g/tonne de silicate de sodium, comme agent dispersant, et 4 gouttes d'huile de pin, puis la pulpe fut de nouveau conditionnée pendant 5 minutes. Le pH, durant cette étape, fut de 11. Le concentré de dégrossissage subit ensuite une flottation de 7 minutes avec addition de 11,35 g/tonnes de Z6 et 1 goutte d'huile de pin. Une petite quantité d'H2S04 et du "Separan" (floculant synthétique fabriqué par Dow Chemical Co) furent ajoutés aux produits de queue de dégrossissage avant de filtrer ces derniers Le concentré de dégrossissage fut remis en suspension dans une cellule Denver et conditionné pendant 3 minutes avec addition de 11,35 g/t de Z6 et 544 g/tonne de silicate de sodium La pulpe ainsi condi tionnee fut ensuite flottée jusqu'à complète épuration. Les produits de queue furent traités de la meme façon que les produits de queue de dégrossissage et, dans chaque cas, le temps total de contact dans la cellule et dans le filtre fut inférieur à 2 minutes. L'échantillon principal de ce minerai fut de 0,95 % en cuivre total et de 0,23 % de cuivre soluble dans l'acide. L'analyse des produits de queue de dégrossissage + 1ère épu ration fut la suivante % en poids 87,7 % de solides dans Cu total 0,040 Z de solides dans Cu soluble dans l'acide 0,019 Z de Cu total dans les solutions des produits de queue de dégros sisage + 1ère épuration 3,0 7. du Cu original soluble dans l'acide dans les solutions 12,5 70 de Cu total dans le concentré de 1ère épuration 93,3 Pour ce type de minerai, la récupération de 93,3 % du cuivre total dans le concentré de 1ère épuration est extrêmement importante si l'on considère que seulement 3,7 Z du cuivre total se trouvaient dans les produits de queue solides. Il faut également noter que meme l'emploi d'une des étapes de conditionnement à un pH supérieur à 12 n'affecte pas les résultats de la flottation. Ceci peut etre particulièrement important lorsque des minéraux de sulfure de molybdène se trouvent dans les memes gisements que les minéraux de cuivre, produisant une récupération relativement élevée du molybdène. EXEMPLES 21, 22 et 23 Cette série de tests utilise le meme minerai et le meme circuit que l'exemple 20 pour déterminer l'effet de différents agents alcalins combinés avec Ca(OH)2 et omettant également l'addition acide de l'étape 3. L'étape 2, dans tous les tests, fut conduite aussi près que possible du meme pH, c'est-à-dire 11,65. Le tableau suivant montre les résultats comparatifs et les agents alcalins utilisés à étape 2. Exemple Agents alcalins Analyse des solides des pro- % de Cu total n g/tonne duits de queue dégrossissage dans la + 1ère épuration solution CaO Na2CO3 NH4OH NaOH % en poids % Cu tot. % Cu soluble dans l'acide 21 3722 1716 88 0,063 0,028 2,0 22 3904 908 87,6 0,055 0,018 4,3 23 2895 908 87,7 0,047 0,022 2,9 Il faut noter que toutes les combinaisons sont efficaces, la soude étant à part. EXEMPLE 24 Dans cet exemple, on utilisa le meme minerai et le meme circuit qu'd l'exemple 20. On ajouta à l'étape de broyage 1452 g de H2S04 et 4994 g/tonne de Ca (OH)2 à l'étape n 2. Les produits de queue de dégrossissage et de 1ère épuration furent précipités seulement par un floculant, sans addition d'acide sulfurique. A toutes les étapes, on préleva dans les solutions des échantillons pour en analyser la teneur en cuivre. Le tableau suivant montre les résultats obtenus Etape pH cuivre en solution Description initial final mg/l mg total 1 Broyage de conditionnement 5,4 5,1 init. 1,8 2,7 final 3,1 4,7 2 2 Addition de chaux 12,2 12,2 - 3 Addition de collecteur 12,2 11,6 - - 4 Addition de dispersant 11,25 11,2 , Fin de la flottation de dégrossis sage Fin de la première flottation d 'épuration L'analyse des produits de queue de dégrossissage + 1ère épuration révéla 0,08 Z de Cu total et 0,057 Z de Cu soluble dans l'acide. Le poids du mélange des produits de queue fut 90,5 Z. La récupération du cuivre soluble dans l'acide dans le concentré de 1ère épuration fut de 77,6 %. La quantité étonnament faible de cuivre en solution à l'étape 1 suivie du pcurcentage élevé de cuivre soluble dans l'acide retenu ère dans le concentré de 1 épuration constituent les caractéristiques extra- ordinaires de ce test, ainsi que la totale précipitation du cuivre à étape 2 et qui était en solution à l'étape I. EXEMPLES 25. 26 et 27 Dans cette série de tests, on utilisa le meme minerai et le meme circuit qu'à l'exemple 20. Dans le test avant 1' exemple 25, 4540g/t de H2SO4 furent ajoutés aux produits de queue de dégrossissage et 1271 g/tonne de H2SO4 furent ajoutés aux produits de queue de 1ère épuration. 3 Après filtration de ces produits de queue, on récupéra 1000 cm de la solution que l'on ajouta à l'étape de broyage de l'exemple 25. On répéta le meme pro cessus pour les exemples 26 et 27, la solution des produits de queue combinés de l'exemple 25 étant utilisée à étape de broyage de l'exemple 26, et la solution des produits de queue combinés de l'exemple 26 étant utilisée à l'étape de broyage de l'exemple 27. Le but de ces tests était de déterminer Si le cuivre dissous dans les produits de queue précipiterait ou non et flotterait avec le cuivre solide dans le circuit de flottation. On préleva des échantillons des solutions à chacune des étapes des 3 tests continus. Les résultats obtenus furent les suivants Etape pH moyen cuivre en solution analyse des solides dans produits mg/l de queue % Cu soluble % Cu total dans l'acide 25 26 27 25 26 27 25 26 27 25 26 27 1 5,3 5,3 5,2 8,9 7,8 5,7 2 11,8 11,8 11,8 0 0 1,2 3 11,7 11,65 11,65 0 0 0 4 11,3 11,3 11,25 0 0 0 Produits de queue de dégrossissage + 144 135 140 0,060 0,057 0,051 0,026 0,021 0,01 1ère épuration Le phénomène surprenant dans la série de tests fut la précipitation importante du cuivre dissous dans les produits de queue à un pH de 5-5,5 lorsqu'ils furent recyclés dans le circuit de broyage et transférés à la cellule de flottation. Le second facteur surprenant fut la flottation de ce cuivre après qu'il eut précipité, dont environ 93 % de la totalité du cuivre soluble dans l'acide se reportèrent dans le concentré du 1er épurateur. Le troisième facteur surprenant fut que, avec seulement 20 Z de la totalité du cuivre soluble dans I'acide,-recyclés dans le circuit de broyage, environ 93 % de la totalité du cuivre soluble dans l'acide se reportent dans le concentré du 1er épurateur. Un nouveau test fut réalisé avec des pH aussi faibles que 2 à l'étape 1 ; on ne constate pas d'amélioration par rapport au circuit précédemment décrit bien que sur le plan opératoire d'une unité, il puisse parfois etre préférable d'ajouter l'acide seulement au circuit de broyage ère ou à la 1 étape de conditionnement suivant ce dernier. EXEMPLE 28 On utilisa le mema minerai et le meme circuit que dans les exemples précédents, ce circuit étant ici entièrement alcalin. On préleva, à chaque étape, des échantillons des solutions afin d'analyser leur teneur en cuivre. L'échantillon de minerai utilisé contenait 1,09 Z de cuivre total et 0,36 Z de cuivre soluble dans l'acide. Les résultats furent les suivants : Produits de queue de dégrossisage + 1 épuration 91,6 Cuivre total 0,11 Cuivre soluble dans l'acide 0,067 Récupération du sulfure de cuivre dans lèr épuration 94,6 Récupération du cuivre soluble dans acide dans père épuration 83,0 La récupération importante de cuivre soluble dans l'acide dans ce circuit est extraordinaire, notamment en raison de ce que le seul collecteur utilisé appartient à la famille des xanthates -amyl xanthate de potassium- qui, dans un circuit classique, n'a que peu d'effet sur la famille des minéraux de cuivre solubles dans l'acide, à moins d'utiliser des modificateurs tels que des agents sulfurants. Les modes de réalisation préférentiels de l'invention diffèrent du procédé classique sur deux points entre autres, à savoir : un temps de conditionnement prolongé avant la flottation et une utilisation concentre de dispersants dans les dernières étapes du circuit de condi- tionnement sous agitation vigoureuse. Selon la méthode classique de flottation des minerais de cuivre, la pulpe passe directement du circuit de broyage aux cellules de flottation (où elle est ajustée au pH optimal pour la flottation soit sur le parcours soit après son arrivée) et subit une flottation pendant une durée prolongée avec addition du collecteur. Dans le procédé de l'invention, même si on utilise comme seule étape une étape de broyage, il est nécessaire d'employer un cycle de conditionnement minimal après le broyage de 10 à 15 minutes, pour obtenir des résultats optimaux Sur des minerais, où l'interférence des schlamms est minime, et où aucun dispersant n'est requis, l'on utilise au minimum deux étapes de conditionnement d'agitation violente à vigoureuse dans lesquelles le temps de séjour calculé de la pulpe est au minimum d'environ 4 minutes. EXEMPLE 29 - Minerai du lot 130 déjà décrit Dans cet échantillon, de l'anhydride sulfureux a été utilisé à l'étape 1 pour remplacer l'acide sulfurique ; environ 60 Z du S02 sont ajoutés au circuit de broyage et 40 Z au cycle de conditionnement suivant le broyage. A l'étape 2, l'agent alcalin Ca(OH)2 et le collecteur Z6 furent ajoutés simultanément. A l'étape 3, l'agent dispersant NaSiO3 fut ajouté en meme temps que l'agent moussant, suivi du flottage de dégrossissage. Le 1 rtlottage d'épuration fut précédé par un cycle de conditionnement de 3 minutes en utilisant 340 g de NaSiO3/tonne et 11,35 g de 26/tonne. L'épuration ne permit pas de diminuer suffisamment le pourcentage des schlamms restantes dans la concentré de dégrossissage nécessitant de ce fait une seconde épuration en utilisant un préconditionnement de 2 minutes avec 227 g/tonne de NaSiO3. Ceci peut être considéré comme un circuit de préconditionnement en 3 étapes jusqu'au flottage de dégrossissage et un circuit supplémentaire de dispersion en 2 étapes jusqu'au concentré de l'épurateur nO 2 pour obtenir une récupération satisfaisante de cuivre dans un concentré dont la faible teneur en argile est acceptable. Les paramètres de cet exemple furent les suivants Etape 1 : 'circuit de broyage, 3677 g/tonne de S02 : 12 minutes conditionnement, 2133 g/tonne de SO2 : 10 minutes. pH final de broyage : 5,9 pH initial et final du conditionnement : 4,8 et 5,4 Etape 2 : 20 minutes de conditionnement avec addition de 9988 g/tonne de Ca(OH)2 et 102 g/tonne de Z6 ; pH initial : 11,7 ; pH final : 11,5. Etape 3 : 4 minutes de conditionnement avec addition de 5675 g/tonne de NaSiO3 et 2 gouttes d'huile de pin. Flottation de dégrossissage. Les résultats obtenus furent les suivants : % Produits de queue de dégrossissage + 1ère épuration (poids) 87,5 Analyse du Cu total 0,068 Analyse du Cu soluble dans l'acide 0,033 Cu total dans concentré de 1ère épuration 94,5 ère Cu soluble dans l'acide dans concentré de lère épuration 89,5 Cu soluble dans les solutions Produits de queue de dégrossisage + 1ère et 2e épuration (poids) 92,5 Cu total dans concentré de 2e épuration 93,7 Ce test illustre a) la substitution satisfaisante de S02 à H2S04 selon le procédé de l'invention. b) l'addition simultanée de l'agent alcalin et du collecteur après l'utilisation du circuit en 3 étapes avant la flottation de dégrossissage. c) l'emploi du circuit en 3 étapes avant la flottation de dégrossissage et la nécessité de 2 étapes de dispersion après la flottation de dégrossissage, d) la précipitation totale de tout le cuivre soluble dans l'acide qui s'est dissous dans le cycle acide. e) le degré élevé de flottation du cuivre précipité en association avec les sulfures. EXEMPLE 30 - Minerai du lot 130 Cet exemple illustre l'utilisation d'un circuit de conditionnement en 3 étapes avant la flottation de dégrossissage, en utilisant S02 au lieu de H2S04. Le circuit et les paramètres afférents furent les suivants Circuit de broyage : 12 minutes - pas d'addition de réactifs - pH final : 7,2 Etape 1 : 10 minutes de conditionnement avec addition de 5811 g/tonne de 502 et 283 g/tonne de dispersant, sulfonate de lignine. Etape 2 : identique à l'exemple 29 Etape 3 Flottage-de dégrossissage. Deux épurateurs comme à l'exemple 29 A la fin de l'étape 1, le cuivre en solution est inférieur à 5 Z de la totalité du cuivre soluble dans l'acide et précipite totalement aux étapes 2 et 3. Les résultats métallurgiques sont pratiquement identiques à ceux obtenus à l'exemple 29. Ce test démontre que a) le circuit acide utilisé dans l'étape de-broyage pourrait etre éliminé à moins d'être nécessaire sur le plan opérationnel. b) un dispersant pourrait etre utilisé dans le cycle acide, si nécessaire, sans nuire à la récupération du cuivre. EXEMPLE 31 - Minerai du lot 130 Cet exemple illustre l'utilisation d'un système de conditionnement en 2 étapes, à savoir une seule étape acide et une seule étape alcaline, avant la flottation de dégrossissage. Deux épurateurs sont utilisées, avec dispersion de la pulpe entre chaque épurateur. Le circuit est le suivant Circuit de broyage : 12 minutes - pas d'addition de réactifs - pH final : 7,2 7-,2 Etspe 1 : 20 minutes de conditionnement avec addition de 5675 g/tonne de H2SO4 et 283 g/tonne de dispersant, pyrophosphate tétrasodique. pH initial : 1,8 ; pH final : 3,6. Etape 2 : 20 minutes de conditionnement avec addition de 10,3 kg/tonne de Ca(OH)2, 113 g/tonne de NaSiO3 et 2 gouttes d'huile de pin à la fin, avant la flottation de dégrossissage ; pH initial : 11,9 ; pH final : 11,4. La flottation de dégrossissage est suivie de 2 étapes d'épuration comme dans les exemples 29 et 30. Les produits de queue de dégrossissage et du 1er épurateur représentent 86,4 Z en poids, l'analyse révélant 0,057 % de cuivre total et 0,023 % de cuivre soluble dans l'acide pour une récupération dans le concentré du 1 épurateur de 95,5 % de cuivre total et 94,5 % de cuivre soluble dans l'acide. Pas de présence de cuivre soluble dans les produits de queue des solutions. Ceci peut être considéré comme un résultat extraordinaire pour ce type de minerai, notamment la flottation du cuivre soluble dans l'acide. En appliquant une étape de conditionnement acide aux minerais ayant une teneur élevée en constituants absorbant l'acide, tels que les carbonates, on a trouvé nécessaire, dans certains cas, d'utiliser des quantités de H2S04 supérieures à 12,6 kg/tonne de minerai et d'abaisser le pH initial à environ 1,2. EXEMPLE 32 - test 66 On utilisa un échantillon de 800 g du minerai du lot 130 que l'on broya à 50 Z de solides avec 227 g de chaux et 68 g de Z6 par tonne. Après le broyage, la pulpe fut conditionnée à environ 42 Z de solides pendant 10 minutes sans nouvelle addition de réactif. A la fin de cette étape, le pH de la pulpe est porté à 11,7 par de la chaux et la pulpe fut conditionnée sous agitation pendant 19 minutes à environ 30 % de solides. A la fin de cette période, I'on ajouta à la pulpe simultanément 2837 g/tonne de silicate de sodium et 3 gouttes d'huile de pin. Le pH final avant la flottation fut de 11,3. Une flottation de dégrossissage est réalisée en 7 minutes avec addition de 9 g/tonne de Z6 et 1 goutte d'huile de pin. Le concentré de dégrossissage est soumis à un conditionnement sous agitation dans la cellule Denver de 250 g avec addition de 11,35 g de Z6 et 317 g/tonne de silicate de sodium. L'analyse de produits de-queue de dégrossissage + 1 épurateur révèle 0,061 Z de cuivre total et celle du concentré du 1 épurateur 12,1 X de cuivre contenant 91,1 % du cuivre total fourni. Ce test montre l'effet créé par l'addition du collecteur au circuit de broyage à un pH infrieur optimal pour la flottation. Deux étapes de conditionnement d'agitation avec le dispersant, silicate de sodium, et en présence du collecteur anionique sulfhydryle, furent utilisées pour obtenir une élimination excellente des minéraux de roche favorable indésirables ainsi qu'une récupération importante des minéraux de cuivre. EXEMPLE 33 Le minerai testé dans ce programme fut fourni à un concentrateur en Colowbie Britannique. Cette unité est considérée comme l'une des opérations iétaîlurgiques les plus délicates dans le traitement des minerais de cuivre. Les minéraux de cuivre dans le minerai étaient principalement composés de chalcopyrite et de faibles quantités de chrysocolla. Le minerai contenait une faible quantité de schlamm et environ 1 Z de pyrite. L'échantillon de minerai testé venait d'un lot important prélevé dans le broyeur et les résultats métallurgiques obtenus dans ce dernier pendant l'opération furent enregistrés. Une unité pilote fut montée en parallèle avec l'unité et l'un des essais de l'unité pilote correspond au zéro relatif enregistré dans les recherches comparatives. Le schéma de fonctionnement de ce circuit est illustré à la figure 7. Les résultats furent très voisins sur l'unité métallurgique. Le collecteur utilisé fut Aerofloat A-242, fourni par Cyanamid Co. Ce collecteur est beaucoup plus sélectif vis-à-vis des minerais de cuivre (lorsque le minerai contient de la pyrite), que 1'amyl xanthate de potassium et, ainsi, permettrait d'obtenir un concentré de meilleure qualité que le xanthate utilisé dans le circuit de l'invention. Le second test dans l'unité pilote utilisa un collecteur semblable à Aerofloat A-242, à savoir l'Aerofloat-238. Dans cet essai, le flottage de dégrossissage et d'épuration se déroula de façon classique, les réactifs étant mélangés avec la pulpe pendant une minute avant la flottation de dégrossissage. Cependant, le circuit d'épuration traitant le concentré de dégrossissage ne fut pas classique. Il utilisa l'un des modes de réalisation de l'invention dans lequel le concentré est conditionné avec addition de collecteur et environ 136 g de silicate de sodium par tonne de minerai fourni au départ. Le pH fut d'environ 11,6. Le concentré du second épurateur fut placé dans un appareil de rebroyage avec addition d'une petite quantité de collecteur. Après le rebroyage, le pH s'élevait à 12,4 par addition de chaux et le produit obtenu fut soumis à 2 étapes de conditionnement d'agitation pendant 10 minutes avant de parvenir au flottage de 3e épurateur. Le coucentré du 3e épurateur fut re-flotté sans conditionnement jusqu'au 4e puis dernier épurateur. Les produits de queue d'épuration furent alors recyclés à contre-courant. Le schéma de fonctionnement de ce circuit apparaît dans la figure 88. Le troisième essai de l'unité pilote fut une réplique du second excepté que le collecteur Aerofloat 238 fut remplacé par de l'amyl xanthate de potassium. Le quatrième essai de l'unité pilote utilisa de l'amyl xanthate de potassium et un circuit de conditionnement d'agitation dans lequel la pulpe venant du circuit de broyage est conditionnée sous agitation pendant 12 minutes avec addition de 2951 g d'acide sulfurique par tonne de solides à 37 Z, suivi d'une seconde étape de conditionnement d'sgitation pendant 6 minutes à un pH de 10 avec de la chaux et une densité de pulpe de 31 Z de solides ; on ajouta, à cette étape, 63,5 g/tonne de Z6. Dans l'étape finale avant la flottation, la pulpe fut conditionnée sous agitation pendant 8 minutes à un pH de 11,6 avec 41 g/tonne de Z6 et l'agent moussant -Dowfroth 250- produit par Dow Chemical Co. Après la flottation des produits de queue du dégrossissage, le circuit d'épuration fut identique aux trois autres essais précédents. Le schéma de fonctionnement de ce circuit est représenté à la figure 9. Le travail original pour le 4e essai de l'unité pilote fut réalisé en laboratoire en utilisant une cellule Denver de 100 g pour le flottage de dégrossissage et des cellules de 250 et 500 g pour les flottages d'épuration. En comparant le circuit standard du laboratoire Weston à l'unité pilote Weston, on utilisa pour le premier une minute de conditionnement d'agitation en tête du 1er épurateur avec addition de collecteur et d'agent dispersant, alors que, dans la seconde, le conditionnement eut simplement lieu par l'intermédiaire d'une pompe et du conduit de cette pompe. La seconde différence fut que, dans l'unité pilote, l'étape de conditionnement d'agitation entre le 3e et le 4e épurateur fut supprimée. Ces deux facteurs pourraient amener à un concentré de mauvaise qualité dans l'essai de l'unité pilote. Or, dans les deux cas, les qualités des concentrés et les récupérations sont nettement meilleures à celles obtenues dans le schéma de fonctionnement classique. L'augmentation en cuivre est supérieure à 454 g/tonne de minerai pour un concentré de qualité supérieure, meme en utilisant le collecteur non sélectif, l'amyl xanthate de potassium. EXEMPTES 34 et 35 Ces deux exemples utilisèrent l'invention seulement en ce qui concerne le circuit d'épuration, en appliquant l'une des formes les plus sinplifiees. Le minerai traIté fut un minerai de cuivre, venant d'une unité productrice d'Arizona, dont les principaux constituants étaient la chalcocite et la chalcopyrite. Le minerai contenait de faibles quantités de cuivre soluble dans l'acide sulfurique et de la pyrite. L'interférence des schlamms indésirables fut minime. Dans l'exemple 34, le conditionnement de la pulpe fut réalisé selon les instructions données dans la demande de brevet de la demanderesse Serial n 270.961. Apres le circuit de broyage, la pulpe fut conditionnée sous agitation pendant 15 minutes avec addition de 2724 g/tonne d'acide sulfurique dans lequel le pli de la pulpe à la fin de l'étape de condi tionnement,fut de 4,7, et la densité de la pulpe fut d'environ 42 % de solides. A la fin de cette étape de conditionnement, la densité de la pulpe fut abaissée à environ 25 Z de solides, et le pH s'éleva, par la chaux, à 10,5 > et l'on ajouta 59 g/tonne d'amyl xanthate de potassium à la pulpe soumise à un conditionnement d'agitation pendant 6 minutes.A la fin de cette période, le pH s'éleva à 11,2 par de la chaux, avec addition de 63,5 g/tonne de Z6 et d'un agent moussant classique, puis la pulpe fut conditionnée pendant 9 minutes, après lesquelles on réalisa un flottage de dégrossissage pour obtenir un concentré de dégrossissage et un produit de queue final de dégrossissage. Pour réaliser le conditionnement et le flottage de dégrossissage, on utilisa une cellule de laboratoire Denver de 1000 g à la vitesse de 21CO tr/mn. Le concentré de dégrossissage fut placé dans une cellule Denver de 250 g et conditionné sous agitation, la vitesse du rotor étant de 1350 trhmn, pendant 2 minutes, avec addition de 9.08 g/tonne de 26 et 136 g/tonne de silicate de sodium. L'on obtint un concentré et des produits de queue du 1er épurateur. Les produits de queue du dégrossissage représentaient 96,13 % en poids, l'analyse révélant 0,050 % de cuivre total. Le produit de queue du 1er épurateur représentait 2 9) /, en poids, pour une teneur en cuivre de 0,26 Z. Le concentré du 1er épurateur représentait 1,82 Z en poids et l'analyse révéla 33,01 % de cuivre, dont 91,77 Z du cuivre total fourni. La va leur principale du minerai était de 0,65 % de Cu. La production d'un concentré de grande qualit6, c'est-à-dire 33 % de cuivre dans une seule étape d'épuration, fut tout à fait surprenante. On trouva que, sur ce minerai, en utilisant selon l'invention au moins une étape de conditionnement d'agitation sur au moins un concentré de flottation, ce qui semble etre une activation supplémentaire des minéraux de cuivre dans cette étape de conditionnement d'activation fut obtenu à un pH optimal d'environ Il. Le pH inférieur à 10,5 donna des résultats nettement inférieurs et les pH supêrieurs à 11,5 donnèrent des concentrés de qualité inférieure. Le minerai dans l'exemple suivant 35 fut identique à celui de l'exemple 34. La préparation de ce minerai pour la flottation de dégrossissage fut réalisée selon des moyens classiques. On ajouta de la chaux à l'unité de broyage qui, dans ce cas, fut un broyeur à barres de laboratoire et, à la fin de l'étape de broyage, le pH fut de 10,5. La charge de minerai fut de 1000 g et, après le broyage, 3 gouttes d'un collecteur -Minerec 898, fourni par Minerec Corp.- furent ajoutées à la pulpe ainsi qu'un agent moussant classique, cette dernière étant conditionnée pendant 2 minutes avant la flottation de dégrossissage. Lors de la flottation de dégrossissage, on ajouta 9,08 g d'amyl xanthate de potassium à la pulpe et le temps total de flottation fut de 10 minutes. On utilisa un seul épurateur. Le concentré de dégrossissage fut conditionné sous agitation de façon identique à celle utilisée dans l'exemple 34. Le produit de queue du dégrossissage représentait 96,06 % en poids, pour 0,065 % de cuivre. Le produit de queue du 1er épurateur représentait 2,02 7. en poids, pour 0,10 % de cuivre, et le concentré du 1 épurateur représentait 1,92 Z en poids dont 24,26 % de cuivre. Ces résultats furent surprenants pour deux raisons. La première étant l'analyse faible du produit de queue du 1er épurateur, c'està-dire 0,10 % de cuivre, l'analyse du concentré du 1er épurateur donnant 24,26 Z de cuivre pour une valeur initiale de 0,53 Z de cuivre.En comparant ce test à l'exemple 34 dans lequel les valeurs initiales du cuivre furent intensément activés avant la flottation de dégrossissage, alors que dans le flottage classique les minéraux sont seulement faiblement activés, les conditions de l'étape de conditionnement d'agitation de 2 minutes furent telles que les minéraux de cuivre purent seulement avoir été activés plus intensément pour produire une qualité de concentré d'environ 24 7. de Cu dans un seul épurateur où le produit de queue analysé révélait le pourcentage extraordinairement faible de 0,10 X de Cu. EXEMPLE 36 Le minerai utilisé dans cet exemple fut identique à celui utilisé dans les exemples 33 et 34. I1 contenait cependant plus de cuivre soluble dans l'acide sulfurique. Le traitement du minerai pour produire un flottage de dégrossissage fut semblable, c'est-à-dire que le minerai fut broyé avec de la chaux pour produire un pH, dans le circuit final de broyage, de 10,4. Après l'étape de broyage, la pulpe fut placée dans une cellule de flottation Denver de 1000 g, dans laquelle on ajouta 3 gouttes de Minerec 898, ainsi qu'un agent moussant classique, et l'on soumit la pulpe à un conditionnement de 2 minutes. Le temps de flottage de dégrossissage fut de 10 minutes avec 9,08 g de Z6 ajoutés après les 5 premières minutes.Le concentré de dégrossissage fut ensuite placé dans une cellule de flottation Denver de 250 g, opérant à une vitesse de 1350 tr/mn. Le concentré fut conditionné dans cette cellule pendant 2 minutes, avec addition de 13,6 g/tonne de Z6 et 68 g/tonne de silicate de sodium. Le flottage du 1er épurateur fut de 5 minutes. Le concentré du ler épurateur fut placé dans la meme cellule de flottation de 250 g et conditionné pendant 2 minutes avec addition de 13,6 g/tonne de Z6 et 68 g/tonne de silicate de sodium. Le flottage du second épurateur dura 4 minutes. Les produits de queue du dégrossissage représentaient 96,64 % en poids, dont 0,123 % de cuivre. Les produits de queue du 1er épurateur représentaient 1,75 % en poids dont 0,75 Z de cuivre. Le produit de queue du second épurateur représentait 0,3 Z en poids dont 1,43 Z de cuivre et le concentré du second épurateur représentait 1,31 Z en poids dont 40,8 Z de cuivre. Il faut noter, de nouveau, qu'avec ce minerai contenant des valeurs en oxyde de cuivre comparativement élevées, il fut non seulement possible d'obtenir un concentré de haute qualité dans les deux épurateurs, mais également une activation supplémentaire des minéraux de cuivre, environ 80 7. du cuivre total dans le circuit ouvert s'étant reportés dans le concentré pour une qualité de 40,8 Z Si de la pyrite est présente dans les minerais, il est préférable selon l'invention d'utiliser, avant le broyage, deux ou plusieurs épurateurs en tete du circuit de rebroyage, de façon à éliminer une quantité importante des schlamms éventuelles.Pour diminuer efficacement la pyrite après le circuit de rebroyage, on a découvert que l'élimination de ces schlamms faisait partie intégrante du procédé réalisé dans les étapes sui vante du traitement. EXEMPLE 37 Cet exemple fut réalisé sur un minerai de cuivre venant de Colombie Britannique contenant des schlamms. Les minéraux de cuivre présents dans le minerai étaient la chalcocite, la chalcopyrite et la chrysocolla. Le minerai contenait également de la pyrite. On utilisa des charges de 1500 g que l'on broya dans un broyeur à barres de laboratoire avec des réactifs spécifiques pour obtenir un concentré de dégrossissage. Le second test fut réalisé de la meme façon, en changeant seulement l'un des réactifs ; puis l'on mélangea les deux concontrés obtenus pour les soumettre à l'épuration et autres traitements. On utilisa une cellule de flottation Denver de 1000 g, à la vitesse de 2100 tr/mn pour le conditionnement et la flottation du concentré de dégrossissage. Dans le ler test, on ajouta 272 g/tonne de chaux ainsi que s 22,7 g/tonne de Z200 (collecteur anionique sulfhydryle vendu par Dow Chemical Co), et 454 g/tonne de silicate de sodium. Apres le circuit de broyage, la pulpe fut placée dans une cellule Denver et conditionnée pendant 0,5 minute à un pH de 10,1 en présence d'un agent moussant classique. Le temps de flot tage de dégrossissage fut de 10 minutes et le produit de queue du dégrossis sage révéla à l'analyse 0,171 Z de Cu. Le second test dans lequel l'on obtint le concentré de dégros sissage fut identique au test précédent, excepté que l'addition de silicate de sodium à l'unité de broyage fut réduite à 150 g/tonne de minerai. Les produits de queue de dégrossissage révélèrent 0,204 X de cuivre. Les deux concentrés de dégrossissage furent mélangés et placés dans une cellule Denver de 500 g opérant à 1600 tr/mn, le pH étant de 10,5. On ajouta à la cellule 13,6 g/tonne de Z200 et 150 g/tonne de silicate de sodium. La pulpe fut conditionnés sous agitation à la vitesse de 1600 tr/mn pendant 1 minute et demie et l'on obtint un 1er concentré d'épuration ; celui-ci fut placé dans un appareil de rebroyage, dans lequel on ajouta 113,5 g de chaux ainsi que 18 g/tonne de Z200. Après le rebroyage, la pulpe fut placée dans une cellule Denver de 250 g opérant à 1350 tr/mn, dans -laquelle on ajouta 45,4 g/tonne de silicate de sodium et lé pH s'éleva à 12,5 avec la chaux. Le conditionne ment d'agitation fut réalisé en 10 minutes avant le flottage du second épu rateur. Le concentré obtenu dans ce dernier fut placé dans une cellule de 250 g, opérant à 1350 tr/mn, et la solution préparée fut une solution venant des produits de queue de l'épurateur n 2. I1 n'y eut pas addition supplémen- taire de réactifs à la pulpe, ni conditionnement Le concentré de l'épurateur n0 3 fut flotté jusqu'à épuration et produisit un concentré contenant 50,1 % de Cu. Ce concentré fut de qualité surprenante bien que venant d'un minerai contenant à la fois des schlamms et de la pyrite. EXEMPLE 38 La série de tests suivants fut réalisée sur un minerai de nickel contenant 0,55 % de nickel et 0 > 50 Z de Cu. Le nickel était sous forme de pentlandite et le cuivre sous forme de chalcopyrite. Dans chaque test, le minerai fut broyé à une dimension d'environ 95 % inférieure à 0,149 149 mm dans un broyeur à barres de laboratoire à 50 X de solides. Le minerai broyé fut placé dans une cellule de flottation Fagergren, vigoureusement conditionné, l'air étant expulsé de la cellule, et finalement flotté dans la meme cellule. Chaque charge de minerai fut de 800 g et le conditionnement et la flottation furent réalisés respectivement à 33 % et à 30 Z de solides. Dans tous les tests, les réactifs ajoutés furent sous la forme suivante CaO et Na2C03 en grammes ou à un pH ; CuSO4 - solution à 5 % : S02 - solution saturée ; Z6 - solution à 1 % ; silicate de sodium et lignine - solution à 10 7. ; agent moussant - huile de pin et M.I.B.C/65 - gouttes. Les conditions du test furent les suivantes TEST n 1 Temps de Réactifs ajoutés et emplacements des additions Unités condi CaO Na2CO3 CuSO4 SO2 Z6 Huile pH tionne- de ment mn cm3 cm3 cm3 pin Broyeur à barres 0,5 0,5 3,0 10,0 Condition nement dans 10 i 9,95 agitateur i n 1 Condition- nement dans 20 -I 6,0 3 9,90 agitateur n 2 Flottation | t t- de nettoyage i TEST n 2 Temps de Réactifs ajoutés et emplacements des additions condition Cao Na2CO2 CuSO4 SO2 Z6 Huile pH Unités nement mn cm3 de cm3 cm3 pin Broyeur à I barres 0,75 6,0 9,7 Condition nement dans 10 9,7 agitateur n 1 Condition nement dans 20 4,0 6,0 3 8,5 agitateur n 2 Flottation de nettoyage TEST n 3 Broyeur à barre 3,0 4,5 10,2 Conditionnement dans 10 10,1 agitateur nement dans 10 10,1 agitateur n 1 Conditionnement dans 20 6,0 3 10,0 agitateur n 2 Flottation I de nettoyage; L'analyse des produits de queue du dégrossissage des 3 tests fut la suivante Test n Produits de queue du dégrossissage % de récupération calculé % en poids % Ni % Cu % Ni % Cu 1 80,4 0,043 0,014 93,7 97,8 2 80,5 0,046 0,020 93,3 96,8 3 80,0 0,038 0,014 94,5 97,8 En utilisant un conditionnement-sous agitation vigoureuse de 30 minutes dans le circuit de conditionnement, on obtint des résultats extraordinaires dans tous les tests. On n'utilisa pas de dispersant. Dans une unité, la consommation d'énergie du circuit de conditionnement d'agitation dans les 3 tests serait approximativement de 1,5 kW-h/t de minerai fournie au circuit. Pour traiter les minerais sulfurés contenant du nickel selon le circuit de conditionnement d'agitation de l'invention placé entre le circuit de broyage et la flottation primaire, la consommation d'énergie maximale estimée de la totalité des mécanismes d'agitation utilisés est d'environ 6 kW-h/t de minerai traitée Dans le test n 2, du SO2 comme acide sulfureux et du SO2 libre fut utilisé comme agent acide pour abaisser le pH. A la 1ère addition, le pH tomba à 8,5 et augmenta à 9 à la fin de l'étape de conditionnement.L'acide sulfurique peut aussi etre utilisé comme agent acide pour abaisser le pH dans une étape de conditionnement acide ou alcaline précédant l'étape de conditionnement alcaline finale dans une fourchette comprise entre 8 et environ 11,5. On a découvert que, en plus de la partie ou totalité de l'agent alcalin ajoutée au circuit de broyage, l'activateur pour la pentlandite, le sulfate de cuivre et le collecteur, une quantité plus importante de collecteur est nécessaire pour obtenir des résultats optimaux.Pour cette raison, il est préférable d'ajouter le collecteur en totalité, ou du moins partiellement, dans le circuit de conditionnement d'agitation. Il est préférable d'utiliser, dans une unité industrielle, un minimum de trois étapes de conditionnement sous agitation via > ureuse après le circuit de broyage. Avec un conditionnement d'agitation à faible vitesse, on constate une baisse notable dans la récupération du nickel. Le temps de séjour minimal de la pulpe dans le circuit de conditionnement-d'agitation pour une récupération satisfaisante des minéraux de nickel est d'environ 8 minutes. Selon le mode. de réalisation préférentiel de l'invention, l'agent alcalin est ùn mélange de chaux ou d'hydroxyde de calcium avec du carbonate de sodium ou du carbonate de sodium seul. EXEMPLE 39 La série de test suivants fut réalisée avec le meme minerai que celui de l'exemple 38. On utilisa les memes charges de minerai, les memes conditions de broyage et le meme pourcentage de solides. Les principales différences consistèrent dans le type d'agitation, ou période d'aération, et emploi de dispersant. Dans la cellule Fagergren utilisée, l'extrémité inférieure du conditionnement d'agitation vigoureuse fut de 1800 tr/mn alors que la vitesse supérieure fut de 2100 tr/mn. L'extrémité inférieure des condition d'agitation violente fut de 2150 tr/mn lorsque la pulpe fut éclaboussée contre les parois du récipient avec expulsion importante de l'air, et la limite supérieure fut de 2500 tr/mn lorsque l'agitation fut si violente que la pulpe éclaboussée ne pouvait plus contenir dans le récipient. De 1800 à 2100 tr/mn, se produisit une circulation rapide de la pulpe sans éclaboussure et avec seulement un léger entraînement de l'air dans la pulpe. A 2100 tr/mn, se produisit une circulation rapide de la pulpe et commencement d'éclaboussure sur les parois du récipient ainsi qu'entrant nement de l'air dans la pulpe. Les conditions du test furent les suivantes TEST n 1 Unités Temps de Réactifs ajoutés et lieu d'addition et condition- CaO Na2CO3 CuSO4 Z6 Lignine Huile pH @ @ @ tr/mn nement de cm3 cm3 cm3 mn Broyeur à barres 0,5 6,0 9,35 Condhion- n- @@ nement dans sans air agitateur n 1 2000 tr/mn Conditions nement dans 25 8,85 agitateur avec air n 2 2500 tr/mn Condition nement dans 3 4,0 2,0 2,0 agitateur sans air n 3 2000 tr/mn Flottage jusqu'à 8,85 épuration TEST n 2 Unités Temps de Réactifs ajoutés et lieu d'addition et condition- CaO Na2CO3 CuSO4 Z6 Lignine Huile pH tr/mn nement cm3 cm3 cm3 de mn pin Broyeur à barres 0,75 6,0 9,35 Condition nement dans 10 agitateur sans air 9,7 -no 1 2000 tr/mn Condition nement dans 60 8,7 agitateur avec air final n 2 2000 tr/mn Conditionnement dans 15 4,0 agitateur sans air n 3 2300 tr/mn Condition nement dans 5 2,0 2,0 8,7 agitateur sans air n 4 1800 tr/mn Flottage jusqu'a épuration 8,7 L'analyse des produits de queue de dégrossissage fut la suivante:: Test n Produits de queue dégrossissage X de récupération calculé %en poids % Ni % Cu Ni Cu 1 83,2 0,064 0,027 90,3 95,5 2 83,2 0,067 0,028 89,9 95,3 Le dispersant utilisé dans ces tests fut une lignine fournie par American Cyanamid Co, et désigné comme Série 600. Il faut noter qu'en comparant la perte en produits de queue à celle de l'exemple précédent, le temps de conditionnement d'agitation violente avec aération produisit des pertes en produits de queue nettemenc supérieures à la fois en ce qui concerne le nickel et le cuivre bien que les récupérations soient raisonnablement satisfaisantes. EXEMPLE 40 Cette série de test fut réalisée sur un minerai de cuivre venant de deux lots différents d'un important producteur en Arizona. Les minerais contenaient à la fois des minéraux de sulfure de cuivre et des minéraux de cuivre solubles dans l'acide. Ces derniers étaient principalement de la chrysocolla et de la malachite. Dans chaque cas, le minerai fut broyé à environ 75 Z à une dimension inférieure à 0,149 mm dans un broyeur à barres de laboratoire à 50 Z de solides. Le minerai broyé fut placé ensuite dans une cellule de flottation de laboratoire Denver, vigoureusement conditionné sans air dans la cellule, et finalement flotté dans la meme cellule. Chaque charge de minerai fut de 1000 g. Le conditionnement fut réalisé à environ 40 % de solides et la flottation à 25 % de solides. Les conditions des tests furent les suivantes TEST n 1 Temps de Réactifs ajoutés Unités condition- CaO Na2CO3 Collecteur MIBC NaHS pli nement cm 65 cm mn solution gouttes solution 1% 1% Broyeur à barres 2,5 404 3 Condition nement dans 5 Z6 3 10,2 agitateur n 1 Condition @@@@@@ dans @ 3 4,0 agitateur n 2 TEST n 2 Broyeur à barres Condition nement dans 20 jusqu'à Z6 12 6 pH final agitateur pH 9,9 9,4 n 1 Conditionnement dans 0 agitateur n 2 TEST n 3 Temps de Réactifs ajoutés Unités | condition CaO Na CO Collecteur MIBC NaHS pH nement cm 65 cm mn solution gouttes solution 1% 1% Broyeur à barre 2,5 404 -1,5 Conditions nement dans 5 Z6 2,5 6 10-,5 agitateur n 1 Condition - nement dans 0 agitateur n 2 L'analyse des produits de queue des trois tests fut la suivante. Les produits de tete révélaient environ 0,78 Z de Cu total. Test n Produits de queue du dégrossissage % de récupération du Cu total % en poids Z du Cu total % Cu soluble dsns l'acide 1 91,8 0,034 0,016 96,1 2 93,2 0,026 non analyse 96,9 3 93,6 0,038 0,010 95,3 Le collecteur 404 est un collecteur anionique sulfhydryle fourni par American Cyanamid Co. L'agent moussant -M.I.B.C/65- est un mélange de méthylisobutylcarbinol et le 65 un agent moussant alcoolique fourni par Cyanamid Co. Le rapport du mélange fut de 65 % de M.I.B.C. pour 35 Z de 65. Le conditionnement d'agitation dans tous les tests fut vigoureux, l'air étant éliminé dans la cellule. La récupération en cuivre fut excellente dans tous les tests avec le temps de conditionnement d'agitation vigoureuse le plus long, c'est-à-dire 20 minutes dans le test n 2, révélant le plus fort pourcentage de récupération. Le sulfure acide de sodium utilisé dans le test n 1 comme agent sulfurant peut etre utilisé à la fois dans une étape de conditionnement acide et alcaline. D'autres agents sulfurants, tels que le sulfure de calcium, le sulfure de sodium et l'acide sulfhydrique peuvent egalement etre utilisés pour certains types de minéraux de cuivre solubles dans l'acide qui ne pourraient pas etre activés par d'autres moyens. Ceci constitue une caractéristique surprenante de l'invention, car, selon les méthodes classiques, un conditionnement d'agitation à grande vitesse et un temps prolongé de sulfuration ont été soigneusement évités, l'agent sulfurant étant ajouté dans le circuit de flottation. I1 existe deux modesde réalisation préférentiels des circuits de conditionnement d'agitation pour les minerais de cuivre contenant des minéraux de cuivre sulfuré. Le premier utilise au minimum deux étapes de conditionnement d'agitation vigoureuse., alors que le second utilise au minimum une étape de conditionnement d'agitation violente et au moins deux étapes de conditionnement d'agitation vigoureuse. Le circuit le plus simple consiste en une seule étape de conditionnement d'agitation violente suivie d'une seule étape de conditionnement d'agitation vigoureuse. Le pH de la pulpe dans la dernière étape de conditionnement d'agitation avant la flottation des minerais de cuivre, de nickel, de molybdène et de plomb, est compris dans une fourchette allant d'environ 8 à 12. Cette étape finale peut etre précédée par une ou plusieurs étapes de conditionnement d'agitation dans lesquelles le pH est compris entre environ 1,2 et 8,12 à environ 12,3 et 8 à environ 10,5. Si cette dernière étape est utilisée dans un circuit de conditionnement entièrement alcalin en au moins 2 étapes, les pH sont de préférence compris entre environ 8 et 10,5 et environ 10,5 et 12. EXEMPLE 41 La série suivante de tests fut réalisée sur un minerai de molybdène venant de Colombie britannique. Le molybdène était sous forme de molybdénite, de sulfure de molybdène et également de molybdénite oxydée. Le ler minerai contenait du talc et l'une des plus importantes compagnies minières canadiennes ne put obtenir soit une récupération raisonnable soit un concentré de qualité suffisamment élevée pour etre commercialisee. Selon le procédé de l'invention, on put obtenir des résultats satisfaisants tant sur le plan de la récupération que sur celui de la qualité du concentré qui était nettement supérieure aux normes commerciales exigées. Le second minerai venant du meme gisement contenait seulement de faibles quantités de schlamms. La récupération et la qualité du concentré final obtenues selon les procédés classiques furent faibles. En utilisant différents modes de réalisation préférentiels de l'invention, les pertes en produits de queue furent grandement réduites et les qualités des concentrés finals furent remarquab-les, à savoir 56 à 58,5 Z de MoS2, alors que la norme commerciale est de 55 Z de MoS2. On réalisa la série de tests suivants. Dans chaque test, des charges de 1500 g du minerai furent broyées dans un broyeur à boulets de laboratoire à 50 Z de solides puis placées dans une cellule de laboratoire Denver, conditionnées dans la meme cellule et flottées dans le flottage de dégrossissage pendant 6 minutes. A l'étape de conditionnement acide utilisée avant l'étape finale de conditionnement alcalin à un pH compris entre 8 et 12, la densité de la pulpe fut d'environ 42 à 45 Z de solides, et dans les étapes de conditionnement alcalin, de 30 à 35 % de solides. La densité dans la flottation fut de 30 % de solides dans tous les cas. Ceci est une densité étonnament élevée pour des récupérations et une élimination du talc importantes. Dans tous les cas, le conditionnement fut réalisé à l'extrémité supérieure de la fourchette de conditionnement d'agitation vigoureuse. Les particules broyées étaient grossières, environ 30 % supérieures à 0,149 mm, et la fraction grossière contenait un pourcentage élevé de particules mixtes. Dans le test n 1, en dépit d'un broyage gtossier, et d'un pourcentage élevé de particules mixtes, il faut noter une remarquable récupération de dégrossissage. Ceci constitue une des caractéristiques des modes de réalisation préférentiels de l'invention pour d'autres minerais tels que les minerais de cuivre dans lesquels, en utilisant une étape de conditionnement acide avant l'étape de conditionnement final à un-pH compris entre 8 et 12, les particules grossiers mixtes sont suffisamment activées et revetues de collecteur, pour flotter dans le circuit de flottation-de dégrossissage, et en rebroyant le concentré de dégrossissage, Ou le concentré du 1 épurateur, sont libérées pour produire un concentré final de haute qualité et permettre une récupération remarquable. Les tests n l et 2 furent réalisés sur le minerai contenant du talc. TEST n 1 Réactifs et lieux d'addition Dow Unités H2SO4 CaO Huile Z6 Na2SiO3 Froth Temps pH jusqu'à lourde cm3 cm3 250 mn cm3 pH goutte gouttes Solution solution solution 10 % 1 % 10 % Broyeur à barres 8,9 Conditionnement dans 52,5 12,0 4,8 début agitateur n 1 6,7 fin Conditionnement dans agitateur n 2 10,5 20,0 15,0 6,0 10,2 Conditionnement dans agitateur n 3 11,6 10,0 12 6,0 11,5 fin Flottation 6,0 TEST n 2 Broyeur à barres 6,0 8,5 Conditionnement dans 25,0 10,0 8 12,0 4,8 début agitateur n 1 7,0 fin Conditionnement dans 11,2 9,0 11,1 fin agitateur n 2 Flottation 6,0 Dowfroth 250 est un agent moussant de Dow Chemical Co Les tests n e et 4 furent réalisés sur des minerais ne contenant pas de talc, mais réfractaires en ce qui concerne la pureté et la récupération. TEST n 3 Réactifs et lieux d'addition Unités H2SO4* CaO Huile Z6 Na2SiO3 Temps pH cm3 jusqu'à lourde mn cm3 cm3 pH goutte solution solution solution 10 % 1 % 10 % Broyeur à huile de barres 11,3 3,0 pin 2 gouttes Conditionnement dans 3,0 11,3 agitateur Flottation 6,0 TEST n 4 Broyeur à barres 11,2 3,0 huile de pin 2 gouttes Conditionnement dans 3,0 4,0 11,2 agitateur Flottation 6,0 On utilisa un broyeur à barres de laboratoire pour la préparation init@ale de la pulpe et le rebroyage du concentré du 2e épurateur. Les charges de minerai furent de 1500 g et les étapes de conditionnement d'agitation initiales s'opérèrent à une vitesse de 2100 tr/mn. Dans le laboratoire, le concentré de dégrossissage fut conditionné sous agitation dans la cellule de 500 g à une vitesse de 1650 tr/mn pendant 1 minute avec addition de 13,6 g/tonne de Z6 et 136 g/tonne de silicate de sodium à un pH d'environ 11,7. Le conditionnement d'agitation en tête de 3e épurateur traitant le concentré rebroyé du 2e épurateur s'opéra en 6 minutes, à un pH compris entre 12,4 et 12,45, et celui en tête du 4e épurateur traitant le concentré du 3 épurateur se réalisa en 4 minutes au meme pH. Les produits dans le laboratoire subirent 4 cycles en circuit fermé. Ce travail de laboratoire en circuit fermé est référencé sous le nom de Standard Laboratoire Weston. Le tableau suivant récapitule les résultats métallurgiques obtenus. Z de Cu total Circuit concentré produits de queue Unité classique, utilisant Aerofloat 242 25,8 0,114 Unité classique pour le dégrossissage et l'épuration utilisant Aerofloat 238 et le circuit d'épuration Weston 28,7 0, 110 Unité classique pour le dégrossissage et l'épuration utilisant Z6 et le circuit d'épuration 26,5 0,098 Circuit de Weston complet utilisant Z6 28,4 0,048 Standard Laboratoire Weston utilisant Z6 30,1 0,048 I1 faut noter qu'en utilisant le circuit d'épuration Weston en combinaison avec le procédé classique de production d'un concentré de dégrossissage et d'épuration, en chaque cas, la récupération et la qualité du concentré sont améliorée s. On obtint les résultats métallurgiques suivants Test n Produits de queue 7. de récupération Produits de tete Z en poids Z Mo Mo 1 93,4 0,002 99,1 0,21 2 96,6 0,006 97,1 0,21 3 98,5 0,037 87,9 0,30 4 97,0 0,019 93,8 0,30 Dans le test n 1, on utilisa comme seul collecteur de l'amyl xanthate deZpotassium, et l'on obtint le maximum de récupération. La plus faible perte en poids des produits de queue du dégrossissage fut due au pourcentage important des particules mixtes de la fraction grossière fournie au circuit de flottation. Le test n 2 utilisa de l'huile lourde comme seul collecteur et donna des résultats excellents mais non semblables à ceux obtenus avec le xantha te Dans les minerais de molybdène, cas collecteurs peuvent etre utilisés seuls ou en combinaison, le choix dépendant d'une question économique.. Le temps de conditionnement d'agitation vigoureuse dans le test n 3 fut inférieur au minimum requis pour une métallurgie optimale à partir de ce minerai. Selon le circuit de conditionnement d'agitation préférentiel de l'invention pour traiter les minerais de molybdène, la consommation d'énergie minimale est d'environ 0125 kW-h/t de minerai et la consommation maximale est d'environ 1 kw-h/t de minerai. En utilisant 4 minutes dans le test n" 4, la récupération est nettement supérieure et l'on obtient des résultats métallurgiques excellents pour ce type de minerai réfractaire. il faut noter que le test n 3 comme le test n 4 utilisèrent des circuits entièrement alcalines, et que le test n 4 utilisa une petite quantité de dispersant. EXEMPLE 42 : Les tests comparatifs suivants furent réalisés sur un échantillon du broyeur fourni à un concentrateur d'un important producteur de cuivre de l'ouest des Etats-Unis d'Amerique. Le minerai fut un minerai de cuivre dans lequel le principal minerai de cuivre sulfuré était la chalcopyrite et les minéraux de cuivre inférieur étaient le cuivre natif et la chrysocolla. Le minerai contenait un pourcentage relativement élevé de pyrite et de schlamms. Dans les deux tests comparatifs réalisés sur ce minerai, les temps de conditionnement dans le circuit de conditionnement d'agitation furent identiques, de meme que la proportion des réactifs. La seule différence fut dans la vitesse du rotor dans les mécanismes de flottation à la fois dans le circuit de conditionnement et dans le circuit de flottation de dégrossissage. Dans le 1er test, la vitesse du rotor fut de 1550 tr/mn, alors que dans le 2e test, elle fut de 2100 tr/mn. Des charges de 1500 g du minerai furent broyées dans un broyeur à barres de laboratoire, 30 Z environ ayant plus de 0,149 mm, puis placées dans une cellule de laboratoire Denver en utilisant un récipient de 1000 g. On ajouta 68 cm3 de H2SO4 à 10 % et la pulpe fut conditionnée pendant 12 minutes à environ 42 % de solides. Le pH de la pulpe après le broyage fut de 5,7, après addition de H2SO4 il fut de 2,7 et à la fin de l'étape de conditionnement acide il fut de 4,2. A la fin de l'étape de conditionnement acide, la densité de la pulpe fut réduite par de l'eau, à 30 % de solides, la chaux ajoutée à 3 la pulpe élevant le pH à 10,8 et l'on ajouta à la pulpe 4 cm de cyanure de sodium à 1 % avant de la conditionner sous agitation pendant 3 minutes. A la fin de ce conditionnement, on ajouta 23 cm3 d'une solution de silicate à 10 % et l'on poursuivit le conditionnement pendant 6 minutes. Le pH final fut de 10,4. La pulpe fut conditionnée à nouveau pendant 6 minutes avec 6 cm3 d'une solution à l % d'isopropyl xanthate de sodium. A la fin le pH de la pulpe fut élevé à 11,6 avec de la chaux, 3 cm3 de Na2SiO3 à 10 %, 4 cm de Zll à 1 Z, et 4 gouttes d'huile de pin ajoutées à la pulpe qui fut conditionnée pendant 6 minutes. Le pH final fut d'environ 11,4. Un flottage de dégrossissage fut réalisé en 12 minutes et le concentré de dégrossissage fut conditionné sous agitation dans un récipient de 500 cm3 pendant 4 minutes avec addition de 2,5 cm3 de Na2SiO3 à 10 %, et ère 2,5 cm de Zll à 1 %, puis flotté pour produire un produit de queue de 1@@@ épuration. A des fins comparatives, les produits de queue du dégrossissage et ceux du 1er épurateur sont combinés pour montrer les résultats métallurgiques obtenus. Dans le test où la vitesse du rotor de la machine de flottation était de 1550 tr/mn, le poids et l'analyse des produits de queue du dégrossissage + 1er épurateur fut de 84 % pour 0,149 % de Cu, alors que dans le second test, où la vitesse du rotor était de 2100 tr/mn, les produits de queue mélangés représentaient 87 % en poids pour une teneur en cuivre de 0,073 %, Dans le cas du 1er test, l'agitation fut amplement suffisante pour maintenir an suspension les solides dans la pulpe avec le broyage grossier employé. Les remarquables résultats métallurgiques à la fois en ce qui concerne la rejet important des minéraux indésirables et l'augmentation appréciable de la récupération en utilisant la vitesse d'agitation supérieure (et de ce fait communiquant une énergie supérieure à la pulpe) de l'in mention, sont nettement observés. D'après la description de l'invention, il est évident que > dans le 1 test utilisant la plus faible vitesse d'agitation et de ce fait la plus faible quantité d'énergie an kW-hlt de minerai, la vitesse du mécanisme d'agitation -dans ce cas le rotor- fut trop fatale pour donner les résultats optima de l'invention. Dans l'unité industrielle où deux étapes de conditionnement d'agitation furent utilisées avant l'étape de conditionnement d'agitation finale à un pH compris entre environ 8 et 12 > la consommation d'énergie dans chaque étape de conditionnement d'agitation augmenta en meme temps que le pH en utilisant de la chaux comme agent alcalin. Il faut noter que la consommation d'énergie des mécanismes de conditionnement d'agitation n'est pas seulement due à la vitesse des mécanismes mais dépend également d'autres facteurs, tels que les conditions de floculation de la pulpe, de la densité de celle-ci, de l'agencement de l'agitateur, du rotor. Dans le travail de recherche où une étape de conditionnement acide est utilisée à un pli compris entre 1,2 et 6,5 et précédant l'étape de conditionnement d'agitation finale à un pli compris entre environ 8 et 12 > on obtint des résultats métallurgiques optimaux sur certains minerais en utilisant la rnema vitesse de rotor pendant tout le circuit de conditionnement alors que, dans d'autres cas, pour obtenir semblables résultats, il est nécessaire d'utiliser dans le circuit de conditionnement acide une vitesse inférieure à celle employée dans l'étape finale de conditionnement alcalin. Ce phénomène reste inexpliqué. En appliquant le mode de réalisation préférentiel de l'invention à tous les types de minerais sulfurés, il est préférable de traiter la totalité de la pulpe convenablement préparée du minerai dans le circuit de conditionnement d'agitation soit immédiatement après le circuit de broyage, soit après une étape d'épaississement où la densité de la pulpe a été ajustée ou se trouve comprise entre environ 25 et 50 Z de solides, et dans lequel au moins à l'étape finale de conditionnement d'agitation précédant la flot tation de dégrossissage, la densité de la pulpe a été ajustée dans une fourchette,optimale comprise entre 20 et 40 Z de solides, ou bien est ajustée après la dernière étape de conditionnement d'agitation et soit avant soit pendant la fiottation, ou une combinaison de ces conditions. Dans le traitement de certains minerais, particulièrement dans une étape de conditionnement acide, la densité de la pulpe peut s'élever à 70 Z de solides. Il faut noter que les facteurs de consommation d'énergie pour obtenir les résultats métallurgiques optimauxselon l'invention dans au moins une étape de conditionnement d'agitation, peuvent etre exprimés en termes de taux minimal d'énergie fournie pendant un temps de séjour déterminé des solides dans le circuit de conditionnement d'agitation. Ce minimum est d'environ 0,10 kW-h/t pour un temps de séjour d'environ 4 minutes. La consommation totale d'énergie est représentée par l'énergie totale fournie par tous les mécanismes d'agitation dans au moins un circuit de conditionnement d'agitation. Ainsi, la puissance totale peut etre exprimée en termes de kW/h par tonne de minerai traitée. Dans le traitement des minerais sulfurés qui contiennent des schlamms indésirables, le tableau suivant montre les temps de séjour préférentiels animaux du minerai (en tant que solides dans la pulpe préparée du minerai) dans un circuit de conditionnement d'agitation où a lieu au moins une étape de conditionnement d'agitation alcalin à un pH compris entre environ 8 et 12. Le tableau montre aussi la consommation totale minimale préférentielle en kW-h/t de minerai traitée utilisée par les mécanismes d'agitation en combinaison avec le temps de séjour minimal du minerai et d'autres facteurs de l'invention contribuant à l'intense acti-vation des minéraux sulfurés recherchés à cette étape particulière du circuit de flottation. Le tableau montre ou outre la quantité minimale de collecteur anionique sulfhydryle présente dans la pulpe convenablement préparée du minerai dans au moins la dernière étape de conditionnement d'agitation du circuit avant la flottation. Les xanthates de métal alcalin sont traités comme une partie du groupe des collecteurs anioniques sulfhydryles, et les membres restants du groupe, les thiols, thiocarbonates, thiouréas monosubstituees, et thiophosphates sont référencés comme "autres". Facteurs minimas préférentiels - Circuits de conditionnement d'agitation Type désigné Temps de séjour Consommation Collecteurs -/t de minerai de minerai sulfuré du minerai broyé kW-h/t de xanthates autres mélange Z mn * minerai * * seuls seuls autres cuivre s 0 > 24 45,4 18,1 22,7 molybdène 6 0,18 22,7 9,08 13,6 nickel 16 0,48 36,3 13,6 18,1 t Le temps de séjour du minerai broyé dans le circuit de conditionnement d'agitation est le résultat d'un calcul basé sur la volume des agitateurs individuels et le niveau de décharge de la pulpe, et la densité de la pulpe dans chaque agitateur t t La consommation en kW-h/t de minerai est l'énergie totale fournie par les mécanismes d'agitation transformée en kW et divisée par les tonnes de minerai traitées par heure dans le circuit de conditionnement d'agitation. Le tableau suivant montre la fourchette opératoire préfé rentielle de la consommation en kW-h/t de minerai dans au moins une étape de conditionnement d'agitation alcaline à un pli compris entre environ 8 et 12, 1a fourchette préférentielle du taux de consommation d'énergie pour un conditionnement d'agitation de 4 minutes, et la fourchette préférentielle du temps de conditionnement. Fourchettes opératoires préférentielles TyDe désigné du mine- Temps de séjour Consommation d'énergie consommation rai sulfuré du minerai pour un temps de d'énergie totale/ mn séjour de 4 mn tonne de minerai cuivre 8 à 20 0,15 à 0 > 40 0,30 à 2,0 molybdène 4 à 8 0,15 à 0,30 0,15 à 0,6 nickel 16 à 40 0,15 à 0 > 40 0,60 à 4,0 Ce tableau et le précédent sont principalement applicables au traitement de toutes les pulpes préparées du minerai suivant le circuit dc broyage, ou,apres une étape d'épaississeur suivant le circuit de broyage, ou apres un flottage superficiel, ou dans le traitement de la séparation de la fraction schlamm d'un mélange sable-schlamm. Pour traiter un produit de flottation tel qu'un concentré de dégrassissage ou d'épuration, ou un produit de queue d'épurateur, où le but du circuit de conditionnement d'agitation est soit d'augmenter I'acti vation des minéraux faiblement actives, soit d'augmenter la récupération des memes minéraux qui} en raison de leur faible activationJ sont tombés d'un concentré dans les produits de queue de ltépurateur, la fourchette préférentielle du temps de conditionnement d'agitation selon l'invention est comprise entre environ 2 et 10 minutes et le taux de consommation d'énergie des mécanismes de conditionnement d'agitation est compris entre 0,05 et 0,15 kW-h/t de solides fournis au circuit de conditionnement d'agitation pour un temps de séjour de 2 minutes des solides dans la pulpe La fourchette de pH préférentielle est comprise entre 8 et 12. Le densité préférentielle de la pulpe est comprise entre 15 et 35 % de solides. REVENDICATIONS 1. Procédé par flottation par moussage pour la récupération de minéraux provenant de minerais et de-produits d'unité métallurgique contenant au moins un minerai sulfuré caractérisé en ce qu'il se déroule de la façon suivante : on soumet une pulpe convenablement préparée à un conditionnement dans au moins un circuit de conditionnement d'agitation comprenant au moins une étape de conditionnement d'agitation alcaline dans laquelle le conditionnement s'effectue en présence d'un agent alcalin tel que la chaux, l'hydroxyde de calcium, l'hydroxyde de sodium, le carbonate de sodium et l'hydroxyde d'ammonium, le pH de la pulpe étant à un pH optimal compris entre environ 8 et 12 ; dans au moins l'étape finale de conditionnement d'agitation précédant la flottation, une concentration suffisante de collecteur choisi parmi le groupe de collecteurs anioniques sulfhydryles est utilisée ; et, si le minéral est un sulfure de molybdène, dé l'huile lourde est également présente ; ladite pulpe est conditionnée sous agitation avec une consommation d'énergie suffisante par tonne de minerai traitée dans ladite étape de conditionnement alcalin et pendant un temps de séjour suffisamment long pour produire une activation intense dudit minéral sulfuré on soumet ensuite, en présence d'un agent moussant convenable, la pulpe à la flottation par moussage pour produire au moins un concentré de flottation enrichi et un produit de queue appauvri en ledit métal sulfure. 2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce .que lesdits minéraux sont des minéraux de cuivre, les minerais contiennent du cuivre et les produits des unités métallurgiques sont des produits de flottation contenant au noins un minéral de sulfure de cuivre. 3. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que lesdits minéraux sont des minéraux de nickel, les minerais contiennent du nickel et les produits des unités métallurgiques sont des produits contenant au moins un minéral de sulfure de nickel. 4. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que lesdits minéraux sont des minéraux de molybdène, et les produits des unités métallurgiques sont ceux contenant au moins un minéral de sulfure de molybdène. 5. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé en ce que la pulpe convenablement préparée du minerai est le produit d'un circuit de broyage. 6. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce que la pulpe convenablement préparée du minerai est la pulpe restante apres une ou plusieurs étapes de flottation. 7. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce que le circuit de conditionnement d'agitation contient au moins trois étapes et en ce que dans au moins deux desdites étapes on utilise une agitation convenable pour produire l'activation intense d'au moins ledit minéral sulfuré. 8. Procédé selon 1'une-queîconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce qu'un agent dispersant est présent dans la pulpe dans au moins la dernière étape de conditionnement d'agitation précédant la flottation. 9. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agitation où le pH est compris entre environ 8 et 12 est précédée d'au moins une étape de conditionnement d'agitation où le pH est compris entre environ 1,2 et 7,9. 10. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce qu'il y a au moins deux étapes de conditionnement d'agitation où le pH est compris entre environ 8 et 12. Il. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce que lesdites étapes de conditionnement d'agitation sont disposées en série. 12. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce qu'un concentré de flottation d'ébouage est fourni à au moins une étape dudit circuit de conditionneient d'agitation. 13. procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce qu' au moins une partie ou la totalité d'un ou plu aieurs produits de queue d'épuration est recyclée vers au moins une étape dudit circuit de conditionnement d'agitation. 14. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce qu'au moins un produit de queue de flottation d'épu- rateur est soumis à un conditionnement d'agitation dans au moins une étape indépendante de conditionnement d'agitation avant d'etre renvoyé vers au moins une étape dudit circuit de conditionnement d'agitation. 15. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2 3 et 4 > ,caractêrisé en ce qu'au moins un produit de queue de flottation d'épurateur est soumis à au moins une étape indépendante de conditionnement d'agitation avant de parvenir à une étape de flottation. 16. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2, 3 et 4, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agitation où la pH est compris entre environ 8 et 12 est précédée d'une étape de conditionnement acide où le pH de la pulpe a été abaissé par un agent acide choisi parmi l'acide sulfuriqueS l'acide sulfureux, et S02 pour porter le pH entre environ 1,2 et 6,5. 17. Procédé selon la revendication 16, caractérisé en ce que l'agent acide est l'acide sulfurique ajouté sous contrôle à la pulpe du minerai sur la base de gramme par tonne de minerai. 18. Procédé selon la revendication 16, caractérisé en ce que l'agent acide est l'acide sulfurique ajouté sous contrôle à la pulpe du minerai sur la base de "grammes par tonne de minerai-densité de la pulpe". 19. Procédé selon la revendication 16, caractérisé en ce que l'agent acide est l'acide sulfurique ajouté sous contrôle à la pulpe du minerai pour maintenir cette dernière à un pH optimal. 20. Procédé selon la revendication 1 et 2, caractérisé en ce que la pulpe convenablement préparée du minerai est le produit des schlamms obtenu dans une séparation sables-schlamms. 21. Proche selon l'une quelconque des revendications 1, 2, ou 4, caractérisé en ce que le temps suffisamment long pour obtenir l'activation intense d'au moins un minéral sulfuré est au minimum de 4 minutes. 22. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1, 2 ou 4, caractérisé en ce qu'au moins une étape de conditionnement d'agitation où le pH est compris entre 8 et 12 est précédée par au-moins une étape de conditionnement d'agitation Où Ie pH est compris entre 12 et 12,3. 23. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1 et 2, caractérisé en ce qu'un agent sulfurant est présent dans la pulpe dans au moins la dernière étape de conditionnement d'agitation précédant la flottation et en ce que cet agent sulfurant a été choisi dans le groupe comprenant le sulfure d'hydrogène, le sulfure de sodium, le sulfure de calcium et le sulfure acide de sodium. 4. Procédé selon la revendication 3, caractérisé en ce que t temps ii: dIiL pour produire I 'acttvat1t j'Itc1ise d'au moins un minéral de nickel sulfuré est au minimum de 8 minutes. 25. Procédé selon la revendication 3, caractérisé en ce que du sulfate de cuivre est présent- dans le ci-rcuit de broyage lors de la préparation de la pulpe de minerai convenablement préparée. 26. Procédé selon la revendication 3, caractérisé en ce que du sulfate de cuivre est présent dans la pulpe de minerai convenablement préparée avant au moins la dernière étape de conditionnement d'agitation précédant la flottation. 27. Procédé selon la revendication 4, caractérisé en ce que le collecteur choisi est un mélange de collecteur anionique sulfhydryle et d'huile lourde. 28. Procédé selon la revendication 4, caractérisé en ce que le collecteur est de l'huile lourde. 29. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que la pulpe est conditionnée sous agitation grâce à des mécanismes d'agitation. 30. Procédé selon la revendication 29, caractérisé en ce que les minéraux sont des minéraux de cuivre, les minerais sont porteurs de cuivre et les produits des unités métallurgiques sont des produits d'unité de flottation contenant au moins un minéral de cuivre sulfuré. 31. Procédé selon la revendication 29, caractérisé en ce que les minéraux sont des minéraux de nickel, les minerais sont porteurs de nickel et les produits des unités métallurgiques sont ceux contenant au moins un minéral de sulfure de nickel. 32. Procédé selon la revendication 29, caractérisé en ce que les minéraux sont des minéraux de molybdène et les produits des unités métallurgiques sont ceux contenant au moins un minéral de sulfure de molybdène. 33. Procédé selon l'une quelconque des revendications 29, 30 31 ou 32, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agitation alcaline comprend au moins deux étapes de conditionnement d'agitation et la consommation d'énergie desdits mécanismes d'agitation est comprise entre environ 0,17 et 0,53 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps de séjour de 5 minutes du minerai dans ladite étape de conditionnement d'agitation. 34. Procédé selon l'une quelconque des revendications 29, 30, 31 ou 32,-caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agi tation alcaline comporte au moins deux étapes de conditionnement d'agitation et la consommation d'énergie desdits mécanismes d'agitation est comprise entre environ 0,22 et 0,82 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps de séjour de 8 minutes du minerai dans ladite étape de conditionnement d'agitation. 35. Procédé selon l'une quelconque des revendications 29, 30, 31 ou 32, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agi tation alcaline se compose au moins de trois étapes de conditionnement d'agitation et la consommation d'énergie des mécanismes d'agitation est comprise entre environ 0,23 et 0,65 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps de séjour de 6 minutes du minerai dans ladite étape de conditionnement d'agitation. 36. Procédé selon l'une quelconque des revendications 29, 30, 31 ou 32, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agitation alcaline comporte au moins trois étapes de conditionnement d'agitation et la consommation d'énergie des mécanismes d'agitation est comprise entre environ 0,28 et 0,94 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps de séjour de 9 minutés du minerai dans ladite étape alcaline. 37. Procédé selon l'une quelconque des revendications 29, 30, 31 et 32, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agitation alcaline comporte au moins quatre étapes de conditionnement d'agitation et la consommation d'énergie des mécanismes d'agitation est comprise entre environ 0,34 et 1,06 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps -de séjour de 10 minutes du minerai dans ladite étape alcaline. 38. Procédé selon la revendication 30, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement alcaline comporte au moins deux retapes de conditionnement d'agitation et la consomation totale d'énergie des méca- nismes d'agitation est comprise entre 0,24 et 1,5 kW-h par tonne de minerai traitée et le temps de séjour du minerai dans ladite étape de conditionnement d'agitation alcaline est comprise entre environ 8 et 20 minutes. 39. Procédé selon la revendication 30, caractérisé en ce que le collecteur est un xanthate de métal alcalin dont la concentration représente au minimum 45,4 g/tonne de minerai traitée. 40. Procédé selon la revendication 30, caractérisé en ce que le collecteur est choisi parmi le groupe des thiols, thiocarbonates, thiourées monosubstituées et thiophosphates, et en ce que la concentration suffisante du collecteur est au minimum de 13,6 grawmffl par tonne de minerai traitée. 41. Procédé selon la revendication 30, caractérisé en'ce que le collecteur est un mélange de xanthate de métal alcalin et de collecteur choisi parmi les thiols, thiocarbonates, thiourées monosubstituées et thiophosphates, et en ce que la concentration suffisante de collecteur est au minimum de 22,7 grammes par tonne de minerai traitée. 42. Procédé selon la revendication 31, caractérisé en ce que ladite étape de conditionnement d'agitation alcaline comporte au moins deux etapes de conditionnement d'agitation et la consommation totale d'énergie des mécanismes d'agitation est comprise entre 0,48 et 3 kW-h par tonne de minerai traitée, le temps de séjour de ce dernier dans ladite étape de conditionnement alcaline étant compris entre environ 16 et 40 minutes. 43. Appareil pour produire l'activation intense d'au moine un minéral sulfuré appartenant au groupe des minéraux de cuivre, de nickel et de molybdène sulfurés, et la pyrite, caractérisé en ce qu'une pulpe du minerai convenablement préparée est fournie à un circuit de conditionnement d'agitation comportant au moins deux agitateurs cylindriques montés en série dont au moins l'un d'eux est équipé d'un dispositif de décharge de la pulpe compose d'un conduit ascendant dont l'extrémité inférieure est placee au niveau du mécanisme d'agitation le plus bas et dont l'extrémité supérieure est situe au-dessus du niveau de décharge de la pulpe ; et en ce que la surface interne de la paroi de l'agitateur est équipée de chicanes séparées les unes des autres pour réduire le court-circuitage et faciliter l'apport d'énergie maximale dans les particules solides contenues dans la pulpe ledit agitateur est équipé d'au moins un mécanisme d'agitation, d'un moteur et dispositif d'entraînement capables de fournir une énergie suffisante pour la communiquer aux particules solides dans la pulpe et pendant une durée suffisamment longue en association avec au moins un autre agitateur de façon à produire l'activation intense dudit minéral sulfuré, en combinaison avec d'autres caractéristiques de l'invention, permettant ainsi, dans la flottation suivante, de récupérer un pourcentage élevé dudit minéral sulfuré sous forme d'un concentré de flottation. 44. Appareil selon la revendication 43, caractérisé en ce qu'au moins deux agitateursssont disposes en série pour l'écoulement de la pulpe, et sont équipes de chicanes sépares les unes des autres sr la surface interne des parois des agitateurs, et au moins une partie de la pulpe s'écoule desdits agitateurs par le conduit ascendant. 45. Appareil selon la revendication 43, caractérisé en ce qu'au mdins un agitateur est équipé de plusieurs mécanismes d'agitation. 46. Appareil selon la revendication 43, caractérisé en ce qu'au moins trois agitateurs sont montés en série, 47. Appareil selon la revendication 43, caractérisé en ce qu'au moins quatre agitateurs sont montés en série. 48. Appareil selon la revendication 44, caractérisé en ce que la puissance des moteurs installés pour entraîner les mécanismes d'agitation est au moins équivalente à 0,12 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps de séjour de 4 minutes du minerai dans ledit circuit de conditionnement d'agitation. 49. - Appareil selon la revendication 46, caractérisé en ce que la puissance des moteurs installés pour entraîner les mécanismes d'agitation est au moins équivalente à 0,12 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps de séjour de 4 minutes du minerai dans ledit circuit de conditionnement d'agitation. 50. Appareil selon la revendication 47, caractérisé en ce que la puissance des moteurs installés pour entraîner les mécanismes d'agitation est au moins équivalente à 0,12 kW-h par tonne de minerai traitée pour un temps de séjour de 4 minutes du minerai dans ledit circuit de conditionnement d'agitation. 51. Appareil pour améliorer l'activation d'au moins un produit de flottation contenant des minéraux faiblement activés, caractérisé en ce que ledit produit est conditionné sous agitation dans au moins un agitateur équipé d'une puissance suffisante pour entraîner au moins un méca- nisme d'agitation afin d'obtenir une activation plus intense des minéraux dans ledit produit de flottation. 52. Appareil selon la revendication 51, caractérisé en ce que la paroi interne d'au moins un agitateur est équipée de chicanes séparées les unes des autres. 53. Appareil selon la revendication 51, caractérisé en ce que l'agitateur est équipé d'un dispositif de décharge pour la pulpe consistant en un conduit ascendant. 54. Appareil selon la revendication 51, caractérisé en ce le le temps de séjour des solides dans la pulpe dans ledit agitateur est au minimum de 2 minutas. 55. Appareil selon la revendication 51, caractérisé en ce que la puissance suffisante des moteurs installés est au minimum de 0,05 kW-h par tonne de solides traités pour un temps de séjour de 2 minutes de ces derniers dans ledit agitateur.