Brevet FR2480733A1 — publié le 19811023

La presente invention a pour objet un procédé d'enrichissement des minerais de phosphate. Plus particulibrement, elle a pour objet un procédé d'enrichissement des minerais de phosphate dont la gangue contient de la dolomite et/ou de la calcite aussi bien que de la silice. Les phosphates obtenus a partir de minerais phosphates sont utilises pour la production d'acide phos phorique. Pour etre commercialisés, les phosphates doivent avoir un taux d'impuretés peu important. Parmi les impuretes les plus préjudiciables, on peut, citer le fer, 1 'alu- minium et la magnésie. On trouve par exemple en Floride des minerais phosphates ayant une gangue dolomitique riche en magnésie et contenant aussi de la calcite. A cause de leur haute teneur en magnesreD pn considere que les couts de traitement de tels phosphates par des procédés connus sont trop élevés pour que leur commercialisation soit fa- cille, voire possible. Selon les procèdes deja pratiques en Floride pour le traitement des phosphates à gangue siliceuse3 le minerai est d'abord lavé et classé en quatre fractions qui sont traitées séparément. Les fines, c'est-à-dire les particules dont le diametre est de moins de 104 microns environ (c'est-a-dire celles qui passent au travers d'un tamis dont la maille est de 150 mesh Tyler)3 qui sont principalement constituées d'argiles, sont considérées comme des résidus.Les trois autres fractions ont des diametres de particule allant de 104 à 417 microns environ (c 'est-a-di - re les particules qui passent au travers d'un tamis dont la maille est de 35 mesh Tyler et qui sont retenues dans un tamis dont la maille est de 150 mesh Tyler)3 de 417 a 1 000 microns environ (c'est-à-dire les particules qui passent au travers d'un tamis dont la maille est de 16 mesh Tyler et qui sont retenues dans un tamis dont la maille est de 35 mesh Tyler), et supérieur à 1 000 microns environ (c'est-a-dire les particules qui sont retenues dans un tamis dont la maille est de 16 mesh Tyler). Dans ces trois fractions, la fraction dont le diametre de particule depasse 1 000 microns environ est suffisamment ri che pour ne pas nécessiter de traitement. Les fractions dont les diamètres de particule sont compris entre 104 et 417 microns environ et entre 417 et 1 000 microns environ sont soumises à une flottation. Généralement, la flottation est effectuée en deux étapes. La premiere étape comprend une flottation anionique des phosphates, soit dans des cellules de flottation pour les fines (104 - 417 microns, c'est-à-dire 150 - 35 mesh), soit sur bandes pour les particules plus grossières (417 1 000 microns, c'est-à-dire.35 - 16 mesh), flottation 'au cours de laquelle la plus grande partie de la silice est entrainée avec les résidus. Pour améliorer la qualité du produit phosphaté obtenu, une deuxième étape de flottation est nécessaire pour éliminer le reste de la silice. Cette étape est effectuée, aussi bien pour les fines que pour les particules plus grossieres, en lavant et en conditionnant les particules avant de soumettre les deux fractions a une flottation cationique, dont le but est d'éliminer la silice résiduelle. Le procédé décrit ci-dessus est en usage depuis de nombreuses années. Cependant, ce procédé ne peut pas être utilisé pour le traitement des phosphates ayant une gangue carbonatée contenant de la calcite et de la dolomite en plus des silicates rencontrés habituellement. Ce procédé ne peut donc pas non plus être utilisé pour enrichir les phosphates riches en carbonates de Fl ori de. Cela est dû au fait que les carbonates ont le même comportement que les particules phosphatées vis- -vis des conditions habituelles de flottation industrielle. De ce fait, les carbonates ne peuvent pas être séparés. Apparemment, 1 'af- finité des carbonates et des phosphates pour les acides gras dans les procédes de flottation anionique est sensiblement la même, empêchant ainsi leur séparation. Un grand nombre d'études ont été menées en ce qui concerne la séparation des carbonates d'un minerai phosphaté à gangue carbonatée. Par exemple, le brevet britannique n" 859.155, qui correspond au brevet U.S n 3.113.838, décrit un procédé relatif a des roches phos phatées contenant du carbonate de calcium. Ce procédé comporte une étape de broyage a 200 microns pour libérer les phases, une étape de flottation des carbonates a un pH compris entre 6 et 7 avec des acides gras, le phosphate étant déprimé par l'addition la solution obtenue de sels de phosphate solubles.Cependant, le procédé décrit dans ce brevet ne peut s'appliquer a des minerais qui ont a la fois une ganguecarbonatée et siliceuse. Un autre procédé connu, essentiellement applicable aux minerais calcitiques est décrit dans le brevet U.S. n" 3.259.242. Dans ce procédé on décrit la flottation cationique des phosphates å pH 7. La flottation est suivie d'un lavage avec S02 ou H2S04. Cependant, ce procédé ne peut s'appliquer aux minerais a, gangue siliceuse puisqu'il est bien connu de l'homme de l'art que l'on peut egalement traiter les silicates par flottation en utilisant les amines comme agents de flottation cationique. De plus, l'utilisation de l'acide sulfurique ou du bioxide de soufre entraîne une dépense supplémentaire augmentant le coût du procédé. Un autre procédé de flottation cationique des phosphates est decrit dans le brevet U.S. n" 4.144.969 pour le cas des minerais à gangue carbonatée et siliceuse (environ moins de 20 % en poids). Une flottation cationique de l'apatite est effectuée avec un réactif cationique a un pH compris entre 5 et 6,5 environ. Les carbonates sont éliminés dans le rejet de la flottation. Le pH est maintenu à l'aide de différents acides tels que les acides acétique, phosphorique, chlorhydrique, nitrique et fluorhydrique. D'autres procédés dans lesquels on élimine les phosphates par flottation ont été développés. On peut citer par exemple le procédé décrit dans Mining Engineering, Janvier 1978, pages 37 à 40, procédé dans lequel on élimine les phosphates au moyen de H2SiF6. De -même, les brevets U.S n" 3.462.016, 3.462.017 et 3.807.556 décrivent des procédés pour le traitement de minerais å gangue carbonatée et siliceuse par deux étapes de flottation anionique. En particulier la technique qui est décrite dans les brevets U.S. n 3.462.016 et 3.462.017, qui semblait la plus prometteuse, ne conduit pas à des concentrés que l'on peut considérer comme marchands. Cette technique consiste dans une premiere étape à effectuer un broyage fin (d80 = 200 mesh ou 74 microns), puis dans une deuxième étape à effectuer une flottation anionique au moyen d'un collecteur anionique utilisé seul (sans fuel), dans une troisième étape à reprendre le concentré encoreimprégné de collecteur; avec un léger appoint si le besoin s'en fait sentir, et à flotter les carbonates à un pH différent de celui utilisé dans la pre mière étape. Applfquée aux phosphates magnésiens de Fl ori de, la technique decrite dans les brevets spécifies ci-dessus ne permet pas d'obtenir des concentrés marchands même en modifiant profondément ladite technique. En effet, il n'est pas possible d'obtenir des phosphates dont la teneur soit supérieure à.60 % de BPL et inférieure à 1 % de magnesie (MgO/BPL inférieur à 60) avec un rendement, par rapport à ce qui est introduit à la flottation, supérieur à 80 % (cf. exemple 6). Aucune des techniques décrites ci-dessus ne donne de resultats satisfaisants lorsqu'elles sont appliquees aux minerais phosphatés de Floride à gangue carbonatée et siliceuse, minerais dont la composition moyenne est située à l'intérieur des fourchettes suivantes Insoluble (essentiellement silice) 45 à 65 % Ca3(P04)2 10 à 20 % MgO 3 à 6 % A1203 2 à 5 % Fe203 0,5 à 2 %. La classification en différentes fractions qui permet la libération des particules de phosphates et de carbonates est insuffisante quand les particules de phosphate sont recouvertes d'une fine couche de carbonate ou d'argile qui forme le joint de grain. Si dans la couche superficielle du phosphate apparaissent des traces de carbonate, la sélectivité de la flottation varie du fait que les phosphates et les carbonates se comportent de la même façon. Cette similarité de comportement nécessite la présence d'agents d'élimination du phosphate, ce qui accroit le court du procédé.De plus, la séparation du phosphate et de la silice ne peut être menée au cours d'une seule étape de flottation. Une étape supplémentaire de flottation cati oni que est nécessaire sel on une technique présentelent utilisée pour le traitement des minerai phosphates de Floride. De ce qui précede, il apparaît qu'un nouveau procédé de traitement des minerais phosphates à gangue carbonate et riche en magnésie (dolomite) et a gangue si liceuse est nécessaire. De ce fait, un objet de la présente invention est de fournir un procédé dgenrichissement des minerais phosphates dont la gangue contient de la dolomite et/ou de la calcite aussi bien que de la silice. Un autre objet de la présente invention est de fournir un procédé d'enrichissement des minerais phospha- tés dans lequel les carbonates contenus dans la gangue sont avantageusement libérés et éliminés. Un objet supplémentaire de la prés-ente invention est de fournir un procede d'enrichissement des minerais phosphatés dans lequel la teneur en magnésie est avantageusement diminuée. Un autre objet de l'invention est de fournir un procédé d'enrichissement des minerais phosphatés qui soit bon marché et qui ne nécessite pas l'utilisation de réac- tifs onéreux. La présente invention a pour objet un procédé d 'enrchissement des minerais phosphatés a gangue carbona- tée et siliceuse. Ce procédé comprend une étape dlattri- tion controlée du minerai phosphate pour éliminer une partie de la gangue argileuse et carbonatée riche en magne sie ; une étape de séparation des particules obtenues en une fraction fine et une fraction plus grossière ; une étape dans laquelle on soumet la fraction grossière à plu sieurs flottations pour éliminer la silice résiduelle et les carbonates et pour récupérer un concentré phosphaté. On peut choisir de réaliser l'étape d'attrition après la flottation de la silice et avant la flottation des carbonates. On s'est aperçu qu'en soumettant les particules une attrition controlee, les couches superficielles sont éliminées sans casser les particules phosphatees, de sorte que les procédés de separation par flottation sélective peuvent bien être employés. De plus, l'attrition permet une reduction sensible des consommations de réactifs necessaires à la flottation des particules phosphatées. L'association des étapes d'attrition et de flottation se lot la présente invention a un effet de synergie dans le domaine de la consommation de réactifs. Il faut souligner que cet effet de synergie peut être observé pour toutes les operations de flottation de phosphate, même pour les minerais non dolomitiques (cf. exemple 5). La présente invention doit être lue en regard des figure annexées, parmi lesquelles : - la figure 1 illustre le procédé de la présente invention tel que décrit dans les exemples 1, 2 et 3 ; - la figure 2 illustre le procédé de la présente invention tel que décrit dans l'exemple 4. La présente invention concerne les minerais phosphatés gangue carbonatée et siliceuse riche en ma gnésie, tels que certains minerais phosphatés de Fl ori de. Selon la présente invention, le minerai phosphaté est d'abord lave puis classé, par cyclonage, en quatre fractions, la première fraction étant constituée des particules dont le diamètre est de moins de 100 microns environ (c'est-"a-dire celles qui passent au travers d'un tamis dont la maille est de 150 mesh Tyler), la seconde fraction étant constituee des particules dont le diamètre est compris entre 100 à 500 microns (c'est- -dire les particules qui passent au travers d'un tamis dont la maille est de 35 mesh Tyler et qui sont retenues dans un tamis dont la maille est de 150 mesh Tyler), la troisième fraction étant constituée des particules dont le diamètre est compris entre 500 à 1 000 microns (c'est-a-dire les particules qui passent au,travers d'un tamis dont la maille est de 16 mesh Tyler et qui sont retenues dans un tamis dont la maille est de 35 mesh Tyler), et la quatrième fraction étant constituée des particules dont le diamètre est supé rieur à 1 000 microns (c'est-a"-dire les particules qui sont retenues dans un tamis dont la maille est de 16 mesh Tyler). Il est important de noter que la coupure entre la seconde et la troisème fraction (500 microns - 32 mesh) est dépendante des performances des machines de flottation et qu'une telle coupure peut être comprise entre 400 et 650 microns comme c'est le cas actuellement en Floride.La première fraction dont les particules ont un diamètre de moins de 100 microns n'est pas traitée ; elle constitue les fines primaires qui contiennent principalement de la silice, de l'aluminium, du fer et du magnésium. Les deu filme et troisième fractions sont soumises à une attrition pour éliminer la gangue superficielle d'argiles et de dolomite et pour nettoyer la surface des particules pour faciliter la séparation sélective ultérieure du phosphate et de la gangue au cours de l'opération de flottation. Pour la quatrième fraction, les particules les plus grossières (c'est-d-dire les particules qui sont retenues dans un tamis de 6,3 mm - 3 mesh) ne sont pas traitées en raison de leur haute teneur en dolomite et de leur basse teneur en apatite.Après cette opération, la quatrième fraction est de préférence broyée avant l'étape d'attritipn de sorte que le d80 tel que défini ci-dessous soit compris entre 250 et 500 microns. A ce stade de la description, il est important de noter la différence qui existe entre l'attrition controlée (appelée ci-après attrition) et le broyage. L'at triton n'est ni un broyage, ni une érosion, ni une réduction en poudre. Ce n'est ni une fragmentation grossière ni un cassage ou un concassage. En fait, l'attrition met en mouvement les particules et libère les parties friables des particules de minerai. Il s'agit de provoquer une ac tion mécanique modérée ou une agitation qui libère les parties friables des particules de minerai sans les briser. Sur un diagramme de Rosin-Rammler, les courbes successives, assimilées à des droites, correspondant aux granulométries obtenues par des attritions successives ont une pente décroissante. Au contraire, les courbes correspondant aux granulométries obtenues par des broyages successifs reste-nt parallèles à elles-mêmes ou ont une légère tendance à devenir verticales. Le diagramme de Rosin-Rammler ne nous enseigne pas les conditions précises d'une attrition, mais fournit à l'homme de métier un excellent moyen de déterminer si les bonnes conditions d'une attrition' sont réunies. Bien que l'examen d'un diagramme de Rosin-Rammler soit le critère le plus fin et le mieux adapté pour différencier l'attrition d'avec le broyage, d'autres critères secondaires peuvent aussi être utilisés. On peut définir l'attrition par le fait que le dg5 ne diminue pas de plus de 20 %, et de préférence de plus de 10 % au cours de l'attrition, et ce pour des durees qui peuvent être très longues å l'échelle industrielle. Le dg5 est défini comme étant la plus petite maille laissant passer 95 % du produit. L'attrition peut être également définie par le fait que le dg0 et le d80 après plusieurs attritions successives ne diminue pas de plus de 40 à 70 % respectivement et de préférence ne diminue pas de plus de 20 à 30 g, respectivement. Un autre critère définit l'attrition par le fait que le rapport d80/d20 croît d'au moins un facteur de 1,1, de préférence d'un facteur égal ou supérieur à 1,2 au cours de l'attrition. D'autre part, on peut noter que le rapport d80/d20 décroît légèrement ou reste constant au cours d'un broyage. Il y a aussi un lien entre le rapport dgO/d10 Ou le rapport d80/d20 et les courbes sur le diagramme de Rosin-Rammler. Le critère secondaire le plus simple définit l'attrition par le fait que le rapport d80/d20 croît d'au moins un facteur de 1,05, de préférence d'un facteur supérieur à 1,1 au cours des attritions successives. Comme on peut facilement calculer le rapport d80/d20, ce critère est le moyen le plus simple de définir l'attrition. Les dgo, d80. d20 et d10 sont définis comme étant la plus petite maille laissant passer respectivement 90 %, 80 %, 20 % et 10 % en poids du produit. L'attrition peut être effectuée à l'aide de plusieurs machines et l'une des mises en oeuvre préférées est de réaliser l'opération d'attrition dans une cuve en agitant une pulpe dans laquelle se trouvent les particules de minerai et un liquide tel que l'eau. La teneur en solide de la pulpe est environ de 60 a 80 % en poids de prefe- rence environ entre 70 à 80 % en poids Pour éviter la fragmentation des particules phosphatees et le rejet de la majeure partie du P205 dans les fines (moins de 100 microns), il est nécessaire de réaliser l'étape d'attrition de manière que, lors de leur collision, la vitesse relati- ve de deux particules soit inférieure a 5 mètres par se- conde ee de préférence comprise entre 1,8 et 4 mètres par seconde Dans le brevet français n 78-32.217 est décrite une cuve d'agitation équipée de pales, particulièrement bien adaptée pour réaliser l'étape d'attrition selon la présente invention. Dans ce brevet9 l'appareil comprend une cuve d'agitation munie d'organes d'agitation tous de même diamètre, montés sur un même axe. Les pales des organes d'agitation sont disposees de telle sorte que, quand ces organes tournent, les particules sont mises en mouvement entre les organes9 de sorte qu'elles se heurtent les unes les autres : ceci est le principe de l'attrition. Pour utiliser I appareil décrit ciwdessus les conditions opératoires doivent être ajustées de telle sorte que la pulpe passe environ de 1 000 a 10 300 fois par heure à travers la cuve, et de préférence environ de 2 000 à 5 000 fois par heure. La vitesse linéaire de la pulpe passant à travers la cuve est environ de 0,9 à 2,4 metres par seconde, et de préférence environ de 1,5 à 2 mètres par secon de. La pulpe reste dans la cuve d'agitation de 5 à 60 minutes environ, et de préférence de 5 à 10 minutes. Après l'étape d'attrition, les seconde, troisieme et quatrième fractions sont traitées pour séparer les particules fines riches en magnésie des particules plus grossières issues de cette étape d'attrition. Par exemple, pour la seconde fraction, les fines ont un diamètre infe- rieur à 63 microns, ou de manière générale à 100 microns en chiffres ronds, et sont riches en magnésie. Les fines sont séparées des particules plus grossières par hydrocyclonage. Les fines dont le diamètre est inferieur à environ 100 microns en arrondissant (63 microns dans les essais de la présente demande) sont rejetées comme résidus. Les'particules plus grossières ayant un diamètre plus grand que 63 microns environ contiennent en principe environ 0,2 à 0,4 % en poids de magnésie. Les préconcentrés, c'est-à-dire les particules plus grossieres de chacune des seconde, troisième et quatrième fractions, sont alors soumis séparément à une certain nombre d'étapes de flottation pour récupérer un produit concentré en phosphate. Selon la présente invention, on procède à trois étapes de flottation. Au cours de la première étape, les particules de phosphate et la gangue sont séparés. Au cours de la deuxieme étape, on separe la silice résiduelle du concentré phosphaté ainsi obtenu. Puis le concentre phosphaté est soumis à une troisième étape de flottation pour eliminer les carbonates. On s'est aperçu qu'en utilisant un procédé comprenant une étape d'attrition et trois étapes de flottation pour les phosphates de Floride, la teneur en magnésie de ce produit décroissait de façon importante. Ce procédé d'attrition et de flottation fournit une amélioration importante au procédé connu de flottation en deux étapes qui concerne uniquement la flottation du phosphate et de la silice. Un tel procédé de flottation en deux étapes denne un produit. phosphaté dont la teneur en magnésie est d'environ 1,56 % en poids. Au contraire, selon la présente invention, la teneur en magnésie est de moins de 1 % en poids (voir le tableau ci-dessous). Teneurs Produit Récupération % PBL % MgO % 250 - 32 mesh traité se lon un procédé de flot tation conventionel 92,8 62,7 1,56 250 - 32 mesh traité se lon le procédé de la présente invention 85 66,6 0,73 Selon la présente invention, dans la première étape de flottation, les particules plus grossières obtenues apres attrition et cyclonage sont mélangées a de l'eau pour former une pulpe ayant une concentration en solide d'environ 60 à 75 % en poids, et de preference environ 70 %. La pulpe est mise en suspension par agitation à l'aide d'un agitateur à turbine par exemple.Le pH de la pulpe est d'environ 8 à 9, et de préférence 8,5. Le maintien de la valeur du pH peut être réalisé par addition d'une solution alcaline, telle que l'hydroxyde de sodium, dans la pulpe avant son entrée dans le collecteur. Le collecteur contient une solution aqueuse dont la composition est la suivante Teneur admise Teneur préférée en en poids) (% en poids) Tallol 3 - 7 5 Fuel domestique 4 - 8 6 Soude 0,5 - 1,5 0,5 à 1,0 A la place de la soude, on peut utiliser les hydroxydes alcalins ou l'ammoniaque. On ajoute à la pulpe de 600 à 1 200 grammes environ de collecteur par tonne métrique de produit. Le conditionnement de la pulpe est complet après une période as sez courte, généralement de 2 à 5 minutes. Après le conditionnement du minerai, on effectue la flottation de la pulpe dont la concentration en solide est de 18 à 22 % en poids environ, et de preference d'en- viron 20 %, à un pH d'environ 7,5 à 9,5, et de préférence d'environ 8,5 à 9,5. La flottation dure generalement de 30 à 60 secondes environ. Les quantités de réactifs consommés par tonne de minerai pour la seconde fraction sont les suivantes : Tallol de 500 à 600 grammes environ ; fuel domestique de 700 à 800 grammes environ ; soude de 70 à 80 grammes environ. La surverse constitue le concentré issu de la flottation et la sousverse contient les résidus. Quoique d'autres collecteurs anioniques de type acide carboxylique à longue chaîne puissent convenir, le résidu de papeterie connu sous la denomination d'origine scandinave Tallol est celui qui convient le mieux en raison de sa qualité de collecteur et de son bas prix Le concentré de flottation obtenu après la première étape de flottation est alors soumis à un lavage acide. Le concentré, dont la concentration en solide est d'environ 60 à 70 % en poids, est lavé dans un milieu acide dont le pH est d'environ 3 à 4 pendant environ une minute. On utilise en principe de l'acide sulfurique pour un tel lavage. On utilise de 1 000 à 1 500 grammes d'acide sulfurique par tonne de minerai. Après le lavage acide, le minerai est lavé å l'eau. Le minerai est alors prêt pour la seconde étape de flottation. Au cours de la seconde étape de flottation, la silice résiduelle du concentré phosphaté est éliminée. Selon cette étape de flottation, la silice résiduelle du concentré phosphatée est flottée à un pH d'environ 6 à 8, et de préférence d'environ 7, avec un agent de flottation. La concentration en solide est d'environ 18 à 25 % en poids, et de préférence d'environ 20 % en poids. La flottation dure d'1 à 5 minutes environ, et de préférence 2 minutes. Comme agent de flottation, on peut utiliser une émulsion de kérosène et un amine tel que 1'Aeromine 3037, qui est un collecteur cationique fabriqué par la compagnie American Cyanamid. Genéralement, la quantité d'agents de flottation consommes par tonne de produit est : amine 50 à 150 grammes et kérosène 50 à 150 grammes.La sousverse contient le concentré phosphaté et la surverse la gangue siliceuse. Après la seconde étape de flottation, les impu retés qu'il reste a éliminer par flottation sont les car bonates. Le concentré phosphaté obtenu après la seconde étape de flottation est lave à l'eau pour éliminer complètement les amines qu'il contient. Le concentré phosphaté a une concentration en solide d'environ 20 à 50 % en poids, et de préférence d'environ 20 a 30 % en poids. Il est conditionné avec de l'acide phosphorique à un pH d'environ 4 à 6, et de préférence d'environ 5 a 5,8, pendant environ une à 10 minutes, et de préférence environ 9 a 4 minutes. On consomme environ 300 a 1 200 grammes d'acide phoshori- que par tonne de produit. De plus, le concentré est conditionné par addition d'un collecteur contenant une solution aqueuse dont la composition est la suivante Teneur admise Teneur préférée (% en poids) (% en poids) Tallol 3-7 5 Fuel domestique 4 - 8 4 a 6 Soude 0,5 - 1,5 0,5 à 1,0 Le concentré est conditionné pendant environ une à 10 minutes, et de préférence environ 4 minutes. Les quantités d'agents de conditionnement consommés par tonne de produit sont les suivantes o Tallol de 300 a 1 000 grammes environ ; fuel domestique de 360 à 1 200 grammes environ ; soude de 40 à 120 grammes environ. Apres le conditionnement, le concentré est soumis à la flottation. Pour cette troisième étape de flottation, des agents moussants, tels qu'un sulfate alcalin ou un alcool (par exemple polyglycol) peuvent être ajoutés. La flottation des carbonates dure d'environ une å 10 minutes, et de préférence d'environ 2 à S minutes, avec une concentration en solide d'environ 15 à 25 % en poids, et de préférence environ 20 % en poids, le pH étant compris entre 4 et 6 environ, et de préférence de 5,5 environ, Le pH de la pulpe peut être maintenu par addition d'acide phosphorique. Il est important de maintenir le pH entre 4 et 6, et de préférence entre 5 et 5,8, pendant le conditionnement et la flottation pour supprimer la flottation des phosphates. La surverse contient la gangue carbonatée (principalement dolomitique3 et la sousverse le concentré phosphaté. En utilisant en combinaison les étapes d'attrition et de flottation décrites ci-dessus, le concentré phosphaté obtenu à partir des seconde et troisième fractions a généralement la composition suivante % en poids BPL 64 - 66 MgO 0,7 - 0,8 SiO2 2 - 5 Fe203 + Al203 2,5 La récupération du phosphate tricalcique désigné souvent par son sigle anglo-saxon BPL (bone phosphate lime) est de 85 à 92 % environ, en regard du produit après la flottation de la silice, Pour la troisième etape de flottation, le collecteur est le même que celui utilisé pour la flottation des phosphates.Le mélange de ce collecteur, qui est un résidu de l'industrie de la pate à bois, donc bon marché, avec un agent de dépression tel que l'acide phosphorique est une solution particulièrement bien adaptée pour une flottation des carbonates peu onéreuse. Dans l'état anterieur de la technique, on utilisait généralement des acides gras synthétiques très purs, ce qui accroissait le coût de l'opération. Dans ce qui a été décrit ci-dessus, il est mentionné que l'étape d'attrition est réalisée en premier, suivie des étapes de flottation. Cependant, la présente invention peut être réalise en éliminant d'abord le phosphate et la silice par flottation pour les seconde, troi sième et quatrième fractions. Ensuite les concentrés phos phatés sont soumis à une attrition, puis les carbonates sont éliminés par flottation. Les résultats obtenus en utilisant cette procédure sont sensiblement les mêmes que ceux obtenus avec la procédure décrite précédemment, à l'exception de la consommation de réactif pour la flottation des phosphates. Les exemples qui suivent et qui ne présentent aucun caractère limitatif ont pour but de mettre les spécialistes à même de déterminer aisément les conditions opératoires qu'il convient d'utiliser dans chaque cas par ticul jer. Référence est faite å la figure 1. Un minerai phosphaté de Floride 1, qui contient du quartz, de la francolite, du microcline et de la calcite liée par de la dolomite dans les couches superficielles et par de 1 'argi- le et des fines de dolomite dans les fractions plus petites est classé en quatre fractions 12, 14, 16 et 18 au moyen d'un cyclone 10. La fraction 12 dont le diamètre de particule est inférieur å 63 microns, c' est-a-dire les fines primaires, n'est pas traitée.Les fractions 14, 16 et 18 dont les diamètres de particules sont respectivement de 63 à 500 microns, de 500 a 1 000 microns et supérieur å 1 000 microns sont traitées suivant le procédé de la pré- sente invention. La composition générale de ces fractions est donnée dans le tableau ci-dessous.La fraction 14 est séparée en deux fractions : 63 à 125 microns et 125 a 500 microns. Taille de aj Teneur % Récupéra fraction Poids tion % @@ @i@@@@@ @@ @@@h @@@@ @@@ MgO B@@ MgO jen microns| en mesh j BPL MgO j (Tyler) I I' I I 1 I I I I 1000 16 4.8 15.20 33.21 7.0 11.0 7.4 500-1000 32-16 6.8 16.10 35.17 2.79 16.5 4.1 125-500 115-32 54.9 7.00 15.29 0.58 57.9 6.9 63-125 250-115 4.8 6.30 13.76 1.65 4.5 1.7 63 250 28.7 2.35 5.13 12.90 10.1 79.9 TOTAL 100.0 6.64 14.50 4.63 100.0 100.0 Exemple 1 Les particules de la fraction 14 dont le diamètre est compris entre 63 et 500 microns sont soumises à l'attrition 20. Les particules sont mélangées à de l'eau pour former une pulpe dont la concentration en solide est d'environ 70 % en poids. La pulpe est agitée dans une cuve à deux organes d'agitation montés séparément sur un même axe. Les-pales de ces organes sont disposées de telle sorte que lorsqu'ils tournent la pulpe passe dans l'espace compris entre les deux organes, les particules se heurtent entre elles provoquant ainsi l'attrition. L'agitation dure jusqu'a ce que la fraction d80/d20 soit multipliée par un facteur égal à 1,15 environ, les d80 et d20 étant la plus petite maille en mesh à travers laquelle respectivement80 % et 20 % des particules peuvent passer.Après l'étape d'attrition, les particules sont introduites dans le cyclone 24 par 22 et sont séparees en deux fractions 26 et 28. La fraction 26 a un diamètre de particule de moins de 63 microns environ alors que la fraction 28 a un diamètre de particule de plus de 63 microns. La fraction fine qui contient les particules riches en magnésie est éliminée en 26 en tant que résidu. La fraction plus grossière est dirigée vers la première étape de flottation par 28. La fraction 28 est conditionnée à une concentra tion en solide d'environ 70 % en poids. Les particules sont mises en suspension dans un agitateur a turbine. Le pH de la pulpe est maintenu entre 8,5 et 9,5 par addition d'hydroxyde d'ammonium. On ajoute à la pulpe un collecteur dont la composition est la suivante Tallol : 5 % en poids Fuel domestique : 6 % en poids Soude : 0,5 à 1,0 % en poids Le concentre est conditionne avec c collecteur pendant deux minutes a un pH compris, entre 9 et 10. Puis le concentré est soumis à la la fl flottation 30 a une concen ration en solide comprise entre 18 et 22 % en poids et a un pH compris entre 8,5 et 9,5 pendant 30 a 60 secondes. Le concentré de flottation ainsi obtenu est lavé pendant une minute à l'acide sulfurique à un pH compris entre 3 et 4 ; la concentration en solide est d'environ 60 à 70 % en poids. Après ce lavage acide, les particules sont lavées à l'eau et dirigées vers l'étape de flottation de la silice 36 par 34. Les résidus dans lesquels se trouvent la gangue sont éliminés en 32. Au cours de l'étape de flottation de la silice 36, le concentré phosphaté issu de l'étape de flottation 30 est flotté à un pH de 7 avec une émulsion aqueuse contenant 1 % en poids d'Aeroamine 3037 et 1 % en poids de kérosène pendant environ 2 minutes ; la concentration en solide est de 18 à 22 % en poids. Le concentré phosphate est dirigé vers la flottation des carbonates 42 par 40 et les résidus siliceux sont éliminés en 38. Le concentré phosphate est lave pour éliminer le collecteur Aeromine 3037. Puis les particules sont trai- tees å l'acide phosphorique à un pH compris entre 4,5 et 5,5 pendant 1 à 4 minutes ; la concentration en solide est de 20 a 30 % en poids. Les particules sont conditionnes pendant quatre minutes avec une émulsion aqueuse contenant 5 % de Tallol, 4 à 6 % de fuel domestique et 0,5 à 1.0 % de soude Puis on effectue l'étape de flottation 42 pen- dant deux à cinq minutes a" un pH compris entre 4 et 6, celui-ci étant maintenu par addition d'acide phosphorique ; la concentration en solide est de 18 à 22 % en poids. Les résidus sont éliminés en 44 et le concentré phosphaté est dirigé vers 46.Les résultats obtenus sont résumés dans le Tableau 1. TABLEAU 1 OPERATION PRODUIT Teneur % Récupéra Poids tion % % P2O5 BPL MgO BPL MgO Matrice 100.0 6.64 14.50 4.63 100.0 100.0 Ciassi- 250-32 fication mesh 59.7 6.94 15.16 0.66 62.4 8.6 Concentré 57.6 6.81 14.87 0.32 59.1 4.0 Attrition Résidu 2.1 10.4 22.72 10.1 3.3 4.6 Lavage Total 59.7 6.94 15.16 0.66 62.4 8.6 Flottation Concentré 12.2 29.6 64.66 1.14 54.43 3.0 du phos phate et Résidu 45.4 0.68 1.49 0.10 4.67 1.0 de la si lice Total 57.6 6.81 14.87 0.32 59.1 4.0 Concentré 11.6 30.4 66.6 0.73 53.3 1.7 Flottation des carbo- Résidu 0.6 12.45 27.30 9.15 1.13 1.2 nates Total 12.2 29.6 64.66 1.14 54.4 3.0 Exemple 2 La procédure est la même que celle décrite dans l'exemple 1, à l'exception du fait que l'on utilise une fraction 16 dont les particules ont un diamètre compris entre 500 et 1 000 microns. Les résultats obtenus sont résumés dans le Tableau 2. Bien que la fraction 16 contienne plus de MgO que la fraction 14, les résultats sont similaires à ceux obtenus dans l'exemple 1 pour la teneur en MgO. TABLEAU 2 OPERATION PRODUIT Teneur % Récupéra Poids tion % % P2O5 BPL MgO BPL MgO Matrice 100.0 6.64 14.50 4.63 100.0 100.0 Classi- 32-16 fication mesh 6.8 16.23 35.47 2.67 16.6 3.9 Concentré 5.9 17.02 37.2 1.57 15.1 2.0 Attrition Résidu 0.9 11.07 24.2 9.90 1.5 1.9 Lavage Total 6.8 16.23 35.47 2.67 16.6 3.9 Flottation Concentré 1.8 27.29 59.62 1.02 7.4 0.4 du phos phate et Résidu 4.1 12.49 27.3 1.76 7.7 1.6 de la si lice Total 5.9 17.02 37.2 1.57 15.1 2.0 Concentré 1.6 30.29 66.2 0.77 7.3 0.3 Flottation des carbo- Résidu 0.2 3.32 7.25 2.31 0.1 0.1 nates Total 1.8 27.29 59.62 1.02 7.4 0.4 Exemple 3 La procédure est la même que celle décrite dans l'exemple 1, à l'exception du fait que les particules de la fraction 18 dont le diamètre est supérieur à 1 000 microns sont soumises avant l'attrition à un broyage preliminaire à d80 = 500 microns. Les résultats obtenus sont resumés dans le Tableau 3. TABLEAU 3 OPERATION PRODUIT Teneur % Récupéra Poids tion % % P2O5 BPL MgO BPL MgO > 16 mesh 100.0 18.24 39.95 6.42 100.0 100.0 Concentré 79.2 19.98 43.65 5.00 86.74 61.68 Broyage Résidu 20.8 11.63 25.43 11.83 13.26 38.32 Total 100.0 18.24 39.95 6.42 100.0 100.0 Concentré 66.8 20.99 45.86 3.98 76.89 41.66 Attrition Résidu 12.4 14.6 31.90 10.50 9.92 20.28 Lavage Total 79.2 19.98 43.63 5.00 86.74 61.68 Flottation Concentré 48.7 24.25 52.98 3.50 64.74 26.61 du phos phate et Résidu 18.1 12.25 26.76 5.27 12.15 14.85 de la si lice Total 66.8 20.99 45.86 3.98 76.89 41.46 Concentré 37.94 29.7 64.89 0.86 61.62 5.08 Flottation des carbo- Résidu 10.76 5.03 10.99 12.89 3.12 21.53 nates Total 48.7 24.25 52.98 3.50 64.74 26.6 Exemple 4 La procédure est la même que celle décrite dans l'exemple t. Cependant, l'ordre des étapes a ete changé. Référence est faite a" la figure 2. Les particules dont le diamètre est compris entre 63 et 500 microns sont dirigées par 50 vers l'étape de flottation des phosphates 62. Les résidus sont éliminés en 54 et le concentré phosphaté dirigé vers 'étape de flottation de la silice 58 par 56. Puis le concentré phosphaté passe en 62 et les residus sont éliminés en 60. Le concentré phosphaté est alors soumis à l'attrition 64. Les produits de l'attrition sont dirigés vers le cyclone 70 par 68. Les fines compo suées de gangue sortent du cyclone 70 en 72 et le concentre phosphaté sort en 74. Le concentré phosphaté est alors di rigé vers l'étape de flottation des carbonates 76. carbonates qui sont 'éliminés en 78. Le concentré phosphaté fi nal est recueilli en 80.Les résultats obtenus sont résu- més dans le Tableau 4. TABLEAU 4 OPERATION PRODUIT Teneur % Récupéra Poids tion % % P2O5 BPL MgO BPL MgO Matrice 100.0 6.64 14.50 4.63 100.0 100.0 Classi- 250-32 fication mesh 56.5 6.90 15.07 0.48 58.7 5.8 I I Il I 1111 Flottation Concentré 10.8 29.38 64.19 0.94 47.8 2.2 du phos phate et Résidu 45.7 1.58 3.45 0.36 10.9 3.6 de la si lice Total 56.5 6.90 15.07 0.48 58.7 5.8 - I IIIIIII Concentré 10.3 29.5 64.45 0.85 45.8 1.9 Attrition Résidu 0.5 25.9 56.59 3.21 2.0 0.3 Lavage Total 10.8 29.38 64.19 0.94 47.8 2.2 Concentré 10.0 30.2 65.98 0.75 45.5 1.6 Flottation des carbo- Résidu 0.3 7.10 15.51 5.14 0.3 0.3 nates Total 10.3 29.5 64.45 0.85 45.8 1.9 Exemple 5 : Influence d'une double classification avec attrition intercalée sur les consommations de réactifs - Schéma des essais Deux essais. ont été réalisés en parallèle. Selon le premier, la matrice est soumise à un débourbage puis à un cyclonage pour en éliminer les fines ; la partie residuelle (100 - 500 microns) est soumise à trois flottations selon la présente invention. Selon le second essai, la ma tri ce est soumise à un débourbage suivi d'un cyclonage à 100 microns pour donner des fines primaires ; la partie 100 - 500 microns est soumise à une attrition ménagée selon la présente invention pendant cinq minutes puis à un cylonage à 100 microns qui donne des fines secondaires ; la partie 100 - 500 microns résiduelle est soumise à trois flottations selon la présente invention. - Bilan des masses : Concentré % Poids Analyse chimique Récupération final BPL MgO BPL MgO Essai 1 18.0 63.6 0.71 74.3 26.7 Essai 2 17.3 64.6 0.79 81.9 26.4 Il est ainsi mis en évidence qu'une attrition suivie d'un cyclonage donnant des fines secondaires avec une duré d'attrition d'au moins cinq minutes donne après l'ensemble des flottations un concentre dont la teneur en BPL et en impuretés est similaire de celui qui n'a pas subi cette attrition.Toutefois le rendement en BPL à la suite de cette opération d'attrition et de cyclonage secondaire permet d'augmenter de 74 à 82 % le rendement de récupération, cependant que la consommation en réactif est bien plus faible (1470 grammes par tonne contre 660 grammes par tonne de tallol). La difference de consommation est surtout visible lors de la premiere flottation des phosphates, flottation conventionnellement utilisée en Floride. Exemple 6 : Essais comparatifs Des essais ont été réalisés selon la technique des brevets U.S. n 3.462.016 et 3.462.017 sur un minerai de Floride en provenance du Comté de Hardee. Les conditions opératoires sont celles décrites dans l'exemple 1 de ces deux brevets. En respectant ces conditions opératoires, il n'a pu être possible de mettre en évidence un enrichissement, l'ensemble du minerai flottant et aucune séparation n'étant observée. C'est pourquoi, pour pouvoir faire des mesures, il a fallu modifier de plus en plus le mode opéoratoire. Une fraction 63 - 500 microns (changement de condition par rapport au brevet U.S. n 3.462.016), c'est-à-dire ayant subi un déschlammage est broyée à un d70 de 74 microns puis est soumise à la technique decrite dans l'exemple 1 du brevet U.S. n 3,.462.016. Les réSul- tats obtenus sont rassemblés dans le tableau ci-après. Il convient de signaler que pour la flottation des carbonates une quantité très importante d'acide phosphorique a éte nécessaire- pour amener la pulpe à pH 5. La flottation des carbonates n'a en outre conduit qu'a une mousse qui ne contenait aucune particule de minerai. Les conditions non précisées dans l'exemple 1 du brevet U.S. n 3.462.-O16 sont les suivantes Fl Flottation des' phosphates Temps de conditionnement : 180 secondes Taux de solide : 65 % pH compris entre 9 et 10,5 avec les réactifs suivants : Tallol : 750 g/t Soude : 500 g/t Silicate de sodium : 485 g/t Le silicate de sodium a été apporté pour déprimer la silice. La flottation a été réalisée pendant 120 secondes avec un taux de solide de 35 % à un pH de 9,5. . Flottation des carbonates Temps de conditionnement : 180 secondes pH 5 avec les réactifs suivants : Tallol : 88 g/t Soude : 120 g/t La flottation a eté poursuivie pendant 120 secondes sans donner aucune mousse chargée en minerai. TABLEAU 5 MASSES TENEURS % REPARTITION % g % P2O5 BPL MgO P2O5 MgO ALIMENTATION 1121,3 100 6,70 14,6 0,88 100 100 REJET P2O5 946,9 84,4 5,75 12,6 0,63 71,9 60,9 C.EBAU. P2O5 174,4 15,6 12,2 26,7 2,20 28,1 39,1 C. CARB. 0 0 C.P2O5 FINAL 174,4 15,6 12,2 26,7 2,20 28,1 39,1 C. = concentré EBAU. - ébauchage CARB. = carbonate Un deuxième essai a été réalisé dans les mêmes conditions mais en ne broyant pas et en éliminant les fines inférieures a 63 microns apres la flottation des phosphates, ces fines étant formées au cours de la flottation. Les resultats sont rassemblés dans le tableau suivant TABLEAU 6 MASSES TENEURS % REPARTITION % g % P2O5 BPL MgO P2O5 MgO ALIMENTATION 1122,1 100 6,70 14,6 0,88 100 100 REJET 1026 91,4 5,60 12,2 0,65 70,6 70,2 C.EBAU. P2O5 96,1 8,6 24,8 54,3 2,95 29,4 29,8 FINES 14,5 1,3 5,90 12,9 12,8 1,1 19,5 FINES+REJET 1040,5 92,7 5,60 12,2 0,82 71,7 89,7 PREC. P2O5 81,6 7,3 28,2 61,6 1,20 28,3 10,3 C. CARB. 7,4 0,7 24,3 53,1 3,76 2,2 2,9 C. P2O5 74,2 6,6 28,6 62,5 0,94 26,1 7,4 Conclusion : Les essais montrent que parmi les contraintes qu'il convient d'observer pour une bonne mise en oeuvre du procédé, il convient de noter - Faire un deschlammage de très bonne qualité après une attrition qui doit être suffisamment poussée pour qu'il ne se crée pas de nouvelles fines particules pendant les opérations de flottation. il est préférable que le taux des fines (- 100 microns environ) soit inférieur à 1 % et que, dans le cas des minerais spécifiés page 4, l'attrition dure au minimum cinq minutes. Ce point est essentiel si l'on désire réduire la consommation de réactif. - Le réactif anionique doit être bien éliminé à la limite de la première flottation si l'on désire que le rendement de phosphate atteigne des niveaux économiques acceptables. - La dimension des particules de produit soumis au cycle de flottation doit être assez élevée (dgo supérieur à 100 microns). - La présence de fuel permet d'améliorer le rendement de flottation dans les flottations anioniques. REVENDICATIONS 1. Procédé d'enrichissement des minerais phosphatés comprenant les étapes suivantes a) on soumet le minerai phosphaté à une attrition controlée pendant au moins cinq minutes pour produire de fines particules et on élimine les fines particules de dimension inférieure å environ 100 microns de maniere que moins de 1 % des minerais ainsi traités soit sous forme de particules inférieures à environ 100 microns ; b) on soumet le minerai phosphaté ainsi obtenu en a) à au moins une étape de flottation anionique des phosphates. 2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé par le fait que l'étape a) est réalisée de manière que le rapport d80/d20 croît au cours des attritions successives d'un facteur d'au moins 1,5, les d80 et d20 étant la plus petite maille en mesh a travers laquelle passent respectivement 80 % et 20 % des particules. 3. Procédé selon les revendications 2 et 3 prises séparément, caractérisé par le fait que l'étape a) est réalisée en agitant dans une cuve une pulpe contenant de 60 à 80 % en poids de minerai au moyen d'un organe d'agitation de manière que la vitesse relative de deux particules de minerai dans la pulpe est de moins de 5 mètres par seconde. 4. Procédé selon les revendications 1 à 3 prises séparément, caractérisé par le fait que l'attrition a une durée telle que la pulpe reste dans la cuve pendant une période comprise entre 5 et 60 minutes. 5. Procédé selon les revendications 1 à 4 prises séparément, caractérisé par le fait que la vitesse de rotation de l'organe d'agitation est calculée de manière que la pulpe passe de 1 000 à 10 000 fois par heure a travers celui-ci. 6. Procédé selon les revendications 1 à 5 prises séparément, caractérisé par le fait que la pulpe passe de 2 000 à 5 000 fois par heure à travers l'organe d'agitation. 7. Procédé selon les revendications 1 à 6 prises séparément, caractérisé par le fait que la vitesse de rotation de l'organe d'agitation est calculée de manière que la vitesse de la pulpe passant a travers l'organe d'agita- tion est comprise entre 059 et 2,4 mètres par seconde. 8. Procédé selon les revendications 1 a" 7 prises séparément, caractérisé par le fait que l'étape b) comprend les étapes suivantes 1) on soumet le minerai une première flottation moussante pour séparer les particules phosphatés draves la gangue ; 2) on soumet les particules phosphatees obtenues en 1) å une seconde flottation pour éliminer la silice ; 3) on soumet les particules phosphatées obtenues en 2J à une troisième flottation pour éliminer les carbonates. 9. Procédé selon la revendication 8, caractérisé par le fait que la première étape de flottation moussante comprend un conditionnement des particules à une concen- tration en solide de 70 % en poids et a un pH compris entre 9,0 et 1050, pendant 2 minutes avec un collecteur comprenant une émulsion aqueuse de tallol, de fuel domestique et de soude ; et une séparation des phosphates par flotta- tion moussante a une concentration en solide comprise entre 18 et 22 %, à un pH compris entre 8,5 et 9,5, pendant une période comprise entre 30 à 60 secondes. 10. Procédé selon les revendications 8 et 9 prises séparément, caractérisé par le fait que la seconde étape de flottation moussante comprend une flottation avec une emulsion d'une amine et de kérogène à pH 7, pendant 2 minutes, la concentration en solide étant comprise entre 18 et 22 % en poids. 11. Procédé selon les revendications 8 à 10 prises séparément, caractérisé par le fait que la troisième étape de flottation moussante comprend un conditionnement des particules avec une émulsion aqueuse de tallol3 de fuel domestique et de soude pendant 4 minutes, et une sépara tion des carbonates par flottation à une concentration en solide comprise entre 18 et 22 %, à un pH compris entre 4,5 et 6, pendant une période comprise entre 2 et 5 minutes. 12. Procédé selon les revendications 9 à il prises séparément, caractérisé par le fait que le pH est maintenu par addition d'acide phosphorique. 13. Procédé d'enrichissement des minerais-phosphatés à gangue carbonatee et siliceuse comprenant les étapes suivantes : a) on soumet le minerai phosphaté à une première étape de flottation moussante pour séparer e phosphate de la gangue ; b) on soumet le concentré phosphaté obtenu en a) à une seconde étape de flottation moussante pour éliminer la gan gue siliceuse résiduelle ; c) on soumet le concentré phosphaté obtenu en b) à une attrition controlée pour éliminer au moins une partie de la gangue carbonatée riche en magnésie ; d) on soumet le concentré phosphaté obtenu en c) à une troisième étapé de flottation moussante pour éliminer la gangue carbonatée et récupérer un produit phosphaté concentré ; 14.Procédé selon la revendication 13, caractérisé par le fait que l'étape c) est réalisée de manière que le rapport d80/d20 croit au cours des attritions successives d'un facteur d'au moins 1,5, les d80 et d20 etant la plus petite maille en mesh à travers laquelle passent respectivement 80 % et 20 % des particules. 15. Procédé selon les revendications 13 et 14 prises séparément, caractérisé par le fait que la première étape de flottation moussante comprend un conditionnement des particules à une concentration en solide de 70 % en poids et à un pH compris entre 9,0 et 10,0, pendant 2 minutes avec un collecteur comprenant une émulsion aqueuse de tallol, de fuel domestique et de soude ; et une séparation des phosphates par flottation moussante à une concentration en solide comprise entre 18 et 22 %, a un pi compris entre 8,5 et 9,5, pendant une période comprise entre 30 à 60 secondes. 16. Procédé selon les revendications 13 15 prises séparément, caractérisé par le fait que la seconde étape de flottation moussante comprend une flottation avec une émulsion d'une amine et de kérosene à pH 7, pendant 2 minutes, la concentration en solide étant comprise entre 18 et 22 % en poids. 17. Procédé selon les revendications 13 à 16 prises séparément, caractérisé par le fait que l'étape c) d'attrition est realisée en agitant dans une cuve une pulpe contenant de 60 à 80 % en poids de minerai au moyen d'un organe d'agitation de manière que la vitesse relative de deux particules de minerai dans la pulpe est de moins de 5 mètres par seconde. 18. Procédé selon les revendications 13 à 17 prises séparément, caractérisé par le fait que l'attrition a une durée telle que la pulpe reste dans la cuve pendant une période comprise de 20 à 60 minutes. 19. Procédé selon les revendications 13 à 18 prises séparément, caractérisé par le fait que la vitesse de rotation de l'organe d'agitation est calculee de manière que la pulpe passe de 1 000 à 10 000 fois par heure å travers celui-ci. 20. Procede selon la revendication 19, caractérisé par le fait que la pulpe passe de 2 000 à S 000 fois par heure à travers l'organe d'agitation. 21. Procédé selon la revendication 17, caractérisé par le fait que la vitesse de rotation de l'organe d'agitation est calculée de manière que la vitesse de la pulpe passant à travers l'organe d'agitation est comprise entre 0,9 et 2,4 mètres par seconde. 22. Procédé selon les revendications 13 à 21 prises séparément, caractérisé par le fait que la troisième étape de flottation moussante comprend un conditionnement des particules avec une emulsion aqueuse de tallol, de fuel domestique et de soude pendant 4 minutes, et une séparation des carbonates par flottation à une concentration en solide comprise entre 18 et 22 %, à un pH compris entre 4,5 et 6, pendant une période comprise entre 2 et 5 minu tes. 23. Procédé selon la revendication 22, caractérisé par le fait que le pH est maintenu par addition d'acide phosphorique.