Brevet FR2861606A1 — publié le 20050506

La présente invention concerne un procédé de traitement des minerais de phosphate carbonatés, éventuellement siliceux, permettant notamment d'assurer la séparation des grosses particules de carbonates présentes dans le minerai. La plupart des procédés de traitement des minerais de phosphate s'appliquent avant tout au traitement des minerais à gangue siliceuse. Ils se déroulent en deux étapes essentielles, à savoir une première étape mécanique de broyage permettant d'amener les particules à une granulométrie apte à permettre ensuite, lors de la seconde étape, ou étape de flottation, la séparation des phosphates de leur gangue siliceuse. Cependant, si de tels procédés donnent des résultats satisfaisants dans les cas où le minerai est essentiellement constitué d'une gangue de silice, ils se révèlent totalement inefficaces dans le cas où les impuretés sont constituées d'une gangue de carbonates puisque, alors, ces derniers suivent les phosphates au cours de la flottation et la plupart du temps viennent en surface. Il a même été constaté que, dans le cas de certains gisements le procédé avait au contraire tendance à concentrer les carbonates avec les phosphates pendant les étapes de flottation. De plus on a constaté que les procédés utilisés pour traiter les minerais de phosphates à gangue siliceuse salissent plus ou moins le concentré de phosphate en réactif résiduel, de type huile. En ce qui concerne la première phase du procédé, à savoir la phase de broyage, on a par ailleurs constaté que les procédés de broyage appliqués habituellement aux minerais phosphatés à gangue siliceuse se révélent inefficaces en ce qui concerne le traitement des minerais phosphatés à gangue carbonatée dès lors que l'on souhaitait assurer le broyage des particules grossières, c'est-à-dire celles dont la grosseur est supérieure à 300pm. On a constaté que l'une des difficultés du traitement des minerais de phosphate carbonaté est justement l'opération destinée à traiter les particules d'une telle granulométrie pour en réduire la grosseur, puisque si on' les soumet à un broyage de type classique on aboutit à un résultat doublement négatif. En effet d'une part on obtient, des particules de phosphate tellement fines qu'elles sont par la suite totalement inutilisables et irrécupérables et d'autre part on casse les grosses particules de carbonates durs, c'est-à-dire celles supérieures à 8 mm, qui ne contiennent quasiment pas de phosphate, en des morceaux qui viennent s'additionner aux particules de phosphate dont la granulométrie est, elle, exploitable, ce qui a pour effet d'augmenter inutilement la quantité de minerai à traiter ultérieurement, et donc de diminuer l'efficacité du procédé et de compliquer la séparation réalisée lors des phases ultérieures. On peut bien entendu faire appel à d'autres procédés de décarbonatation qui sont complètement différents de ceux précités et qui sont déjà utilisés avec les minerais de phosphate carbonaté siliceux. Cependant, il s'avère souvent intéressant, notamment sur le plan économique, de faire appel à des techniques qui s'intègrent à un schéma de traitement antérieurement conçu pour traiter les minerais phosphatés à gangue siliceuse. En effet, sur le plan pratique, on sait que lors de l'exploitation d'une mine de phosphate on commence, dans un premier temps, à exploiter le minerai le plus riche puis, dans un second temps, on exploite le minerai phosphaté siliceux et, enfin, dans un troisième temps, on se tourne vers l'exploitation du minerai phosphaté siliceux et carbonaté. Cependant, dans la pratique il s'avère que, la plupart du temps, la frontière entre ces différents types de minerais n'est pas franche et que l'on est ainsi contraint de traiter simultanément plusieurs types de minerais. On comprend dans ces conditions que puisque l'on dispose déjà sur le lieu d'une exploitation, de tous les éléments permettant l'exploitation du minerai phosphaté à gangue siliceuse, il serait particulièrement coûteux pour l'exploitant, et sans doute peu rentable pour celui-ci, de démanteler totalement son installation pour la remplacer par une autre complètement différente. La présente invention a pour but de proposer un procédé de traitement des minerais de phosphate à gangue carbonatée qui reprend pour l'essentiel les schémas de traitement classiques des minerais phosphatés siliceux de l'état antérieur de la technique, ce procédé permettant par ailleurs d'améliorer le rendement de cette technique pour une qualité de produit déterminée. La présente invention a ainsi pour objet un procédé de traitement de minerai de phosphate carbonaté, du type comprenant au moins une étape de traitement mécanique du minerai au cours de laquelle on réduit la granulométrie de celui-ci, de façon à obtenir une fraction de minerai dont la granulométrie est inférieure à environ 8mm, caractérisé en ce qu'il consiste, au cours de cette étape, à soumettre cette fraction granulométrique à au moins une phase d'attrition, de façon à désagréger les blocs tendres de carbonates sous forme de particules de dimensions inférieures à 300 pm. Dans un mode de mise en uvre intéressant de l'invention la phase d'attrition sera réalisée en deux séquences qui seront éventuellement séparées par une séquence d'élimination des particules fines, notamment du type hydrocyclonage, ce qui permet d'améliorer l'efficacité de l'attrition. Les particules produites au cours de la phase d'attrition pourront être récupérées sous la forme de trois fractions granulométriques, à savoir une fraction A sensiblement comprise entre environ 25 et 300 pm, une 2861606 -4- fraction B sensiblement comprise entre 300 et 800 pm et une fraction C sensiblement comprise entre 800 et 8000 pm. La fraction de minerai dont la granulométrie est comprise entre 800 et 8000 pm pourra être soumise à une opération de broyage et les particules qui en seront issues seront récupérées sous la forme de deux fractions dont la granulométrie sera respectivement égale à celle des fractions dont la granulométrie est comprise entre 25 et 300 pm d'une part et 300 et 800 pm d'autre part, ces fractions étant respectivement redistribuées dans celles- ci. De façon connue les éléments siliceux contenu dans la fraction A dont la granulométrie est comprise entre 25 et 300 pm et éventuellement dans la fraction B dont la granulométrie est comprise entre 300 et 800 pm seront éliminés par un traitement de flottation après avoir subi, l'action de réactifs hydrocarbonés. Cette fraction de minerai sera préférentiellement soumise à un conditionnement au cours duquel on amènera le minerai à une concentration en solide comprise entre 40% et 60%, puis on le soumettra à l'action d'un mélange d'acide fluorosilicique et d'acide sulfurique dans une proportion comprise entre 4/7 et 6/7 en volume d'acide fluorosilicique. Cette fraction de minerai sera soumise avant flottation à un conditionnement au cours duquel on la soumettra d'une part à l'action d'acide fluorosilicique, de façon à amener son pH à une valeur comprise entre environ 5,5 et 6, puis d'autre part à l'action d'un collecteur de flottation, tel que notamment un mélange d'acide oléique et d'acide linoléique, éventuellement additionné d'acides résiniques. Il a été constaté que la sélectivité de la flottation était améliorée si l'on procédait de façon étagée, c'est-35 à-dire que l'on répétait plusieurs fois le conditionnement et la flottation, avec à chaque fois un réajustement du pH et un ajout contrôlé du collecteur de flottation. Le procédé de traitement de minerai de phosphate siliceux et carbonaté suivant la présente invention permet, en ne modifiant que très partiellement les installations précédemment utilisées de façon classique dans le cadre du traitement des minerais phosphatés siliceux, de résoudre les problèmes du traitement des minerais phosphatés carbonatés, évitant ainsi à l'utilisateur d'avoir à reconfigurer complètement son unité de traitement. Ce procédé est tout particulièrement intéressant en ce qu'il permet de réaliser la séparation des carbonates d'une fraction granulométrique du minerai sans qu'il soit nécessaire de faire appel à un procédé de flottation quelconque. Le procédé est également intéressant en ce qu'il permet d'utiliser à la place d'acide sulfurique un résidu de la fabrication de l'acide phosphorique, à savoir l'acide fluorosilicique, ce qui représente une double économie au niveau industriel. On décrira ci-après, un exemple de mise en oeuvre d'un procédé de traitement suivant l'invention en regard des figures dans lesquelles: La figure 1 est une vue schématique d'un organigramme montrant un exemple de mise en oeuvre de la première étape du traitement, à savoir l'étape de préparation mécanique du procédé suivant l'invention. La figure 2 est une vue schématique d'un organigramme montrant un exemple de mise en oeuvre de la seconde étape du traitement, à savoir l'étape de traitement par flottation du procédé suivant l'invention. Le procédé de traitement suivant l'invention se compose de deux étapes essentielles, à savoir une étape de préparation mécanique et une étape de traitement par flottation. On a représenté sur la figure 1 le schéma de l'étape de préparation mécanique du minerai. Le minerai carbonaté qui est extrait de la mine contient du phosphate pulvérulent dont la granulométrie est inférieure à 8000 pm et comporte une gangue siliceuse et carbonatée ainsi que des blocs rocheux constitués de silex, de calcaire dur, et de calcaire friable dont la granulométrie est supérieure à 8000 pm. On met tout d'abord en uvre, de façon classique, une première phase 1 de criblage à 200 mm, de façon à éliminer les plus gros blocs calcaires ou siliceux qui, comme on le sait, sont quasiment stériles. On met ensuite en uvre une seconde phase 3 de débourbage qui est destinée à désagréger les boulettes d'argile existant dans le minerai et à nettoyer les blocs rocheux auxquels adhèrent du phosphate pulvérulent et des argiles, dont les dimensions sont comprises entre 8 et 200 mm. Cette fraction de minerai quasi stérile est ensuite séparée au cours d'une troisième phase 5 par un criblage permettant de ne conserver en sortie que des éléments de granulométrie inférieure à 8mm. A la différence des procédés suivant l'état antérieur de la technique qui sont destinés à traiter les minerais phosphatés siliceux, on ne réalise pas ici, comme on le fait habituellement, un broyage. En effet on a constaté que celui-ci présente deux effets néfastes. D'une part il réduit en poudre une partie des phosphates à une granulométrie qui est tellement faible qu'elle les rend par la suite totalement irrécupérables. D'autre part il casse les grosses particules de carbonates tendres qui vont alors se mélanger avec les particules de phosphate de granulométrie comprise entre 300 et 800 pm, si bien que l'on devra ensuite les séparer par un traitement de flottation qui est difficile à mettre en oeuvre sur cette granulométrie. Suivant l'invention on soumet ces particules de minerai à un traitement d'attrition au cours d'une quatrième phase 7. On rappellera tout d'abord que le procédé d'attrition consiste à effectuer un frottement des particules les unes contre les autres. Dans le cas présent ce traitement a pour effet de désagréger les blocs calcaires en leurs particules composantes, à savoir des particules légèrement inférieures à 300 pm. On a constaté que l'efficacité de ce traitement était améliorée en réalisant cette phase en deux séquences 7a et 7c, entre lesquelles on intercale une séquence intermédiaire 7b au cours de laquelle on soumet les particules à un hydrocyclonage de façon à éliminer les particules ultra fines inférieures à 25 pm qui ont pour effet, lorsqu'elles sont trop nombreuses, d'altérer le phénomène d'attrition et donc d'en diminuer l'efficacité. A la fin de la phase d'attrition 7, on récupère le minerai, lors d'une cinquième phase 9, qui est constituée d'un triple classement granulométrique permettant d'obtenir trois fractions granulométriques respectives, à savoir une première fraction A de 800 à 8000 pm obtenue par tamisage lors d'une séquence 9a, une seconde fraction B de 300 à 800 pm obtenue par tamisage lors d'une séquence 9b et une troisième fraction C de 25 à 300 pm obtenue par hydrocyclonage lors d'une séquence 9c. On constate à l'issue de ces opérations, qu'en raison de la grande efficacité de la phase d'attrition 7, la fraction de minerai B est suffisamment décarbonatée pour être commercialisable, sous réserve bien entendu qu'elle ne soit pas trop siliceuse. En effet le rapport K de la teneur en carbonate sur la teneur en phosphate est de l'ordre de 1,5 alors que l'objectif de cette première partie du procédé est d'obtenir un rapport K de l'ordre de 1,6. Si, comme on le verra ci-après, (Exemple 3) cette fraction granulométrique s'avère trop siliceuse, on peut la traiter de façon connue suivant l'état antérieur de la technique précédemment exposé afin d'en éliminer la silice. En ce qui concerne la fraction de minerai A (granulométrie comprise entre 800 et 8000}gym), celle-ci (ainsi que représenté sur la figure 1) est broyée de nouveau, au cours d'une séquence 8, à un niveau de granulométrie inférieur à 800 pm, cette valeur constituant la borne supérieure pour la flottabilité des phosphates. Le broyage 8 conduit ainsi à la production de deux fractions de minerais supplémentaires B' et Cr dont la granulométrie correspond respectivement avec celles-ci, étant entendu qu'il reste en présence une faible partie A' de la fraction A. Ces fractions de minerai A', B', C' sont respectivement additionnées aux fractions A, B et C. Comme mentionné précédemment, les fractions granulométriques B et B' sont extraites lors de la séquence 9b par tamisage à 300 pm. On comprend ainsi que, suivant l'invention, en désagrégeant les blocs de calcaire tendre par la mise en uvre du procédé d'attrition, on résout le problème du traitement du minerai contenant des grosses particules de carbonates (fraction B) de façon particulièrement efficace puisque l'on évite les deux désagréments résultant du broyage ainsi qu'exposé précédemment. En ce qui concerne la fraction C + C', soit la fraction granulométrique comprise entre 25 et 300 pm, extraite lors de la séquence 9c, on devra au cours d'une seconde étape du procédé de traitement, représentée sur la figure 2, assurer la séparation des phosphates des carbonates et des éléments siliceux qui sont contenus dans cette fraction, puisque la fraction A a été rebroyée et redistribuée et que la fraction B commercialisable a été extraite lors de la séquence 9b. On rappellera que, suivant la technique antérieure, on assure la séparation des phosphates des éléments siliceux par un traitement de flottation. Pour ce faire, on traite le minerai au moyen de réactifs hydrocarbonés de type dit tall oil et diesel oil . Ce traitement a pour effet d'assurer la flottation des éléments phosphatés qui sont recueillis en surface alors que les éléments siliceux sont éliminés en fond de cuve. Ici une telle technique ne peut permettre en soi de séparer les phosphates des carbonates dans la mesure où les uns et les autres, lors de la flottation, seraient amenés en surface. Dans le procédé de séparation suivant l'invention on commence, après des phases de conditionnement classiques 30 dans cette technique, consistant en des adjonctions de réactifs "tan oil" et "diesel oil" précédemment mentionnés, par effectuer, dans un premier temps 32, une flottation, qui permet d'éliminer par précipitation en fond de cuve de traitement les éléments siliceux (Rejets NF1). Il reste ensuite à assurer la séparation des phosphates et des carbonates. Pour ce faire on mettra en oeuvre une opération de flottation au cours de laquelle on amènera les phosphates à précipiter et les carbonates à flotter. Il sera donc nécessaire de rendre les phosphates non flottants et pour ce faire il conviendra de procéder à un déshuilage du minerai. On mettra ainsi en oeuvre une phase de déshuilage 34 qui se déroulera en deux séquences, à savoir une séquence de séparation 34a au cours de laquelle on cassera l'adsorption des huiles par la surface du minerai et on libérera celles-ci et une séquence d'élimination 34b des huiles qui seront évacuées en tant que rejet. On sait que dans l'état antérieur de la technique la séquence 34a de séparation des huiles du minerai était réalisée par de l'acide sulfurique. Or, un inconvénient d'un tel traitement est que l'acide sulfurique, en raison de sa qualité d'acide fort, est très rapidement consommé par les carbonates présents dans le minerai, si bien que la consommation de celuici devient rapidement excessive, ce qui grève de façon importante le coût du traitement. Il a été établi, ainsi que montré dans les exemples d'essais décrits ciaprès, que cette séquence de séparation des huiles 34a pouvait être effectuée par de l'acide fluorosilicique seul, mais également de préférence par un mélange d'acide sulfurique et d'acide fluorosilicique. Les meilleurs résultats ont été obtenus à partir d'un tel mélange en proportion volumique de 5/7 à 6/7 d'acide fluorosilicique. Ces résultats mettent en évidence un effet de synergie entre les deux acides. L'agressivité due à l'acide sulfurique (se traduisant par une consommation rapide) se combinant à l'action moins violente de l'acide fluorosilicique (meilleure tenue dans le temps). On réalise ainsi dans une phase 34 un tel traitement. Cependant, pour obtenir une efficacité optimale de celui-ci, il a été établi que l'action des acides sur le minerai devait s'effectuer de façon forcée, c'est-à-dire avec une sorte de frottement, ou attrition. Pour ce faire on joue sur la viscosité, en contrôlant la concentration en solide Cs du minerai, (c'est-à-dire le rapport de la masse solide sur la masse totale) et en amenant celle-ci à une valeur comprise entre 40% et 60%. On assure ainsi une séparation des huiles plus extrême permettant de diminuer la teneur en carbone organique du concentré de phosphate à moins de 1000 ppm voire même 700 ppm. L'utilisation de l'acide fluorosilicique est par ailleurs tout particulièrement intéressante sur le plan du bilan économique du procédé car, en fait, cet acide est un produit qui, en lui même, présente fort peu d'intérêt et constitue un déchet industriel embarrassant, qui résulte de l'attaque des phosphates par l'acide sulfurique lors de la réaction de fabrication de l'acide phosphorique, et qui se trouve ainsi à disposition sur le site industriel. Une fois la séparation des huiles effectuée, on élimine celles-ci par hydrocyclonage au cours de la séquence 34b, au cours de laquelle on élimine également les particules ultrafines, c'est-à-dire inférieures à 20 10}gym, qui ont été générées au cours de la séquence de séparation 34a en raison du caractère d'attrition de celle-ci. On a également constaté que l'acide fluorosilicique assurait une seconde fonction, à savoir une action déprimante sur la flottabilité des phosphates. On fait donc précéder la phase de flottation 36 d'une phase de conditionnement 35 au cours de laquelle on fait agir, pendant une durée de l'ordre de la minute, de l'acide fluorosilicique sur le minerai jusqu'à amener son pH à une valeur comprise entre environ 5,5 et 6 puis on ajoute un collecteur de flottation. Celui-ci est préférablement constitué d'un mélange d'acides de type acide oléique et linoléique, préférentiellement en proportions respectives massiques 3/2. On peut également utiliser des produits issus de la distillation de la résine de pin maritime qui sont constitués de ces deux acides et d'acides résiniques résiduels. On procèdera ensuite à une séparation sélective 36 par flottation des phosphates et des carbonates. On sait que celle-ci n'est possible que dans des conditions de pH comprises entre 5,5 et 6,0. Cette régulation du pH sera effectuée par l'acide fluorosilicique qui présente l'avantage, par rapport à l'acide sulfurique utilisé dans l'état antérieur de la technique, d'assurer une meilleure stabilisation du pH et une moindre consommation, outre celui précédemment mentionné d'utilisation d'un déchet. Préférentiellement, ainsi que représenté sur la figure 2, ces phases de conditionnement 35 et de flottation 36 seront effectuées de manière étagée c'est-à-dire en plusieurs séquences courtes successives, respectivement 35a/36a, 35b/36b, 35c/36c, débutant chacune par un réajustement du pH suivi d'un ajout du collecteur de flottation. On a ainsi constaté que l'on améliorait la sélectivité de la flottation et la maîtrise des conditions chimiques optimales. En fin de cycle on récupère en NF4 le concentré de phosphate. On décrira ci-après plusieurs exemples de mise en oeuvre de la présente invention. EXEMPLE 1 Le minerai à traiter était un minerai de phosphate carbonaté peu siliceux contenant environ: - 22% en P205 - 43,9% en CaO - 12,9% en SiO2 20 ce qui représente un rapport K = 1,995 On a traité mécaniquement un lot d'une dizaine de kilogrammes de ce minerai conformément à la description précédente. 30 TABLEAU I - Bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique Minerai Poids P205 CaO SiO2 K % Teneur Distribution en % % % en % A + 8 mm 8,64 6,50 2,54 41,4 22,6 6, 369 B + 0,3-0,8mm 11,61 33,38 17,54 50,4 3,9 1,510 C +0,04-0,3mm 31,51 27, 88 39,75 49,4 8,9 1,772 - 0,04mm 48,24 18,40 40,17 38,9 15,54 2,115 Brut reconstitué 100,00 22, 10 100,00 43,8 12,7 1,995 On constate sur le tableau I, qui représente le bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique, que le rapport K de la fraction granulométrique B (K=1,510) était suffisamment faible pour que le minerai ne nécessite pas de traitement ultérieur. La fraction granulométrique C dont la valeur de K était trop élevée (K=1, 772) a été décarbonatée par flottation dans une cellule de laboratoire de 1,5 litres. La concentration en solide Cs était de 20%. Le minerai a été conditionné pendant une minute avec de l'acide 15 fluorosilicique pour amener le pH à une valeur de 5,6. On a introduit 2kg/tonne d'acide oléique en émulsion aqueuse et on a conditionné pendant deux minutes avant de débuter la flottation. Les phosphates (non flottants) ont été récupérés dans un concentré titrant 29,2% en P205 et 47,3% en CaO soit K = 1,62. Ce concentré représente 72,1% du poids de la fraction granulométrique C, et 75,5% du P205 contenu dans cette fraction granulométrique. On remarquera que la teneur en P205 du concentré est 25 faible en raison de la teneur en SiO2 qui passe de 8,9% dans la fraction granulométrique C à 12% dans le concentré en raison de l'élimination des carbonates. EXEMPLE 2 Le minerai était un minerai de phosphate carbonaté 5 contenant environ: 23% en P2 05 - 41,5% en CaO - 14,5% en SiO2 ce qui représente un rapport K = 1,8 Il s'agit donc d'un minerai moins carbonaté et 10 légèrement plus siliceux que celui de l'exemple 1. On a traité mécaniquement un lot d'une dizaine de kilogrammes de ce minerai conformément à la description précédente. On constate sur le tableau II, qui représente le bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique, que le rapport K de la fraction granulométrique B (K = 1,506) était ici également suffisamment faible pour que le minerai ne nécessite pas de traitement ultérieur. La fraction granulométrique C, dont la valeur de K était trop élevée pour être utilisable directement (K=1,713) a été traitée par flottation dans une cellule de laboratoire selon le même schéma que précédemment (Figure 2). La fraction C a d'abord subi une phase classique de séparation de la silice qui permet d'écarter 8,87% de matière sous forme d'un rejet non flottant (NF1), ainsi que porté sur le tableau III qui représente le bilan métallurgique de l'ensemble du traitement de cette fraction. Le minerai flottant a ensuite été conditionné avec de l'acide fluorosilicique et l'acide sulfurique en mélange dans des proportions massiques respectives 5/7 et 2/7 à une concentration en solide Cs de 55%. TABLEAU II - Bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique P205 Minerai Poids CaO SiO2 K % Teneur Distribution en % % % en% A + 8 mm 3,34 14,95 2,17 33,8 29,9 2, 261 B +0,3-0,8mm 11,88 32,60 16,82 49,1 8,2 1,506 C +0,04-0,3mm 36,08 27, 15 42,53 46,5 12,3 1,713 - 0,04mm 48,70 18,20 34,48 36,4 16,7 2,00 Brut reconstitué 100,00 23, 03 100,00 41,47 14,54 1,80 TABLEAU III - Bilan métallurgique à l'issue de l'ensemble des étapes de flottation P205 Minerai Poids CaO SiO2 K % Teneur en Distribution en Teneur en % Teneur en % Rejet silice (NF1) 8, 87 3,84 1,25 6,9 87,2 1,793 Fines Puis le minerai a été conditionné pendant trente secondes avec de l'acide sulfurique pour amener le pH à une valeur de 5,6. On a introduit 0,2 kg/tonne d'acide oléïque en émulsion aqueuse et on a conditionné pendant trente secondes avant de débuter la flottation qui a duré une minute. Ces phases de conditionnement 35 et de flottation 36 a été exécutée en trois séquences successives (35a/36a, 35b/36b, 35c/36c). A l'issue de l'opération, le concentré de phosphates non flottant NF4 titrait 32,0% en P205 et 50,3% en CaO, soit un rapport K = 1,572. Ce concentré représente 58,08% du poids de la fraction C et 68,05% du P205 contenu dans cette fraction C. Par calcul, on peut reconstituer la qualité du concentré à l'issue de la première séquence de flottation des carbonates. A ce stade de traitement, le concentré de phosphates était encore composé des produits NF4 + F3 + F4 (tableau III). Il titrait 31,5% en P205 et 50,7% en CaO, soit un rapport K = 1,609. Ce concentré représentait 70,15% du poids de la fraction C et 80,92% du P205 contenu dans cette fraction C. EXEMPLE 3 Le minerai était un minerai de phosphate carbonaté très siliceux contenant environ: - 21% en P205 - 38,3% en CaO - 21,2% en SiO2 ce qui représente un rapport K = 1,83 On a traité mécaniquement un lot d'une dizaine de kilogrammes de ce minerai conformément à la description précédente. TABLEAU IV - Bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique P2O5 CaO SiO2 Minerai Poids % % K % % Distribution % C + 8 mm 8,44 17,90 7,23 48,0 9,9 2,682 B + 0,3-0, 8mm 15,32 27,80 20,38 42,8 18,1 1,540 A +0,04-0,3mm 39,27 21,40 40,21 36, 2 30,4 1,692 - 0,04mm 36,97 18,20 32,19 36,4 15,4 2,00 Brut reconstitué 100,00 20, 90 100,00 38,28 21,24 1,831 On constate sur le tableau IV, qui représente le bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique, que le rapport K de la fraction granulométrique B (K = 1,540) montre que le minerai est bien décarbonaté mais que la teneur en silice résiduelle de 18,1% empêche son utilisation directe, si bien qu'il sera nécessaire de séparer cette silice suivant la méthode conforme à l'état antérieur de la technique. La fraction granulométrique A est également très riche en silice ce qui larend exemplaire pour la mise en uvre des doubles phases de séparation de la silice (dans un premier temps) et des carbonates (dans un second temps). Cette fraction granulométrique a été décarbonatée par flottation dans une cellule de laboratoire de 1,5 litres. Le minerai a été conditionné pendant une minute avec de l'acide fluorosilicique pour amener le pH à une valeur de 6. On a introduit 0,lkg/tonne d'acide oléique en émulsion aqueuse et on a conditionné pendant deux minutes avant de débuter la flottation. On a répété ensuite deux fois les mêmes séquences de 5 traitement de conditionnement et de flottation. A l'issue de ces trois séquences de flottation, on constate sur le tableau V, qui représente le bilan métallurgique de l'ensemble du traitement de la fraction C, que le concentré de phosphates non flottant NF4 titrait 30,37% en P205 et 49,34% en CaO, soit un rapport K = 1,625. Ce concentré représentait 50,74% du poids de la fraction C et 72,30% du 9205 contenu dans cette fraction C. Additionné à la fraction B, on obtient un concentré global suffisamment décarbonaté avec un rapport K TABLEAU V - Bilan métallurgique à l'issue de l'ensemble des étapes de flottation Minerai Poids P205 CaO SiO2 K % Teneur en % Teneur en % Teneur en Distribution en % % Rejet silice (NF1) 28,53 1,92 2,57 3,8 92,9 1,979 Fines EXEMPLE 4 Il a également été réalisé un essai semi-continu dans un atelier pilote portant sur quelques tonnes de minerai. Le minerai a tout d'abord été débarrassé manuellement 5 des blocs de grosseur supérieure à 200 mm qui sont essentiellement calcaires et stériles en phosphate. Le minerai était un minerai de phosphate carbonaté et siliceux contenant environ: - 18,1% en P205 10 - 39,6% en CaO - 20,0% en SiO2 ce qui représente un rapport K = 2,18. On a traité mécaniquement ce minerai conformément à la technique suivant l'invention et au schéma de la figure 1. Le bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique est représenté sur le tableau VI. TABLEAU VI - Bilan métallurgique à l'issue de l'étape de préparation mécanique Minerai Poids P205 CaO SiO2 K % Teneur Distribution en % % % en % A + 8 mm 19,24 9,80 10,18 39,4 24,7 4, 020 B + 0,3-0,8mm 11,45 26,35 16,33 41,4 23,4 1,571 C +0,04-0,3mm 28, 27 23,90 36,46 42,4 19,7 1,775 0,04mm 41,04 16,70 37,03 37,8 17,1 2,263 Brut reconstitué 100,00 18, 5 100,00 39,8 20,0 2,15 On constate que la fraction B était bien décarbonatée puisque K=1,571 mais que sa teneur en silice de 23,4% était excessive, si bien qu'elle a été amenée à subir un traitement de type classique par flottation pour éliminer la silice. A l'issue de ce traitement le minerai flottant titrait 33,8% en P205, 52, 8% en CaO, et 2,0 % en SiO2. Le rapport K est légèrement remonté à 1,586 en raison de la perte de gros coprolithes phosphatés qui ne flottent pas, mais cette fraction reste apte à la commercialisation. La fraction granulométrique C a été traitée par flottation suivant le schéma de la figure 2 en utilisant des cellules de flottation de 80 1. Après la séparation de la silice (rejet NF1), le minerai titrait moins de 2% en SiO2 mais sa teneur en carbone organique était de l'ordre de 2200ppm en raison du salissage par les réactifs collecteurs du phosphate et des carbonates. On a alors traité le minerai par le mélange acide fluorosilicique + acide sulfurique en dosage de 5Kg/tonne + 2Kg/tonne respectivement. La concentration en solide Cs était seulement de 25%. Le traitement a duré 2 minutes. Les fines et les résidus huileux ont ensuite été séparés par hydrocyclonage à une maille de coupure de 20pm environ. Le minerai de granulométrie supérieure à 20pm avait alors une teneur en carbone organique inférieure à 1000ppm. La concentration en solide Cs a alors été ajustée à 20% et le minerai a été conditionné pendant 30 secondes avec de l'acide sulfurique pour amener le pH à une valeur de 5,6. On a introduit 0,2kg/tonne d'un mélange commercial d'acide oléïque et d'acide linoléïque dans le circuit d'alimentation des cellules de flottation. La durée moyenne de conditionnement a été de l'ordre de trente secondes avant que le minerai n'entre dans la première cellule de flottation. Le produit non flottant a été reconditionné de la même façon avant d'être flotté une seconde fois puis une 5 troisième fois (séquences 36a, 36b, 36c). Tableau VII Bilan métallurgique à l'issue de l'ensemble des opérations de flottation. Produits Poids P205 CaO SiO2 K % Teneur Distribution en % % % en % Rejet silice (NF1) 25,89 9,0 9,76 13, 3 71 1,478 Fines -22-REVENDICATIONS 1.- Procédé de traitement de minerai de phosphate carbonaté, du type comprenant au moins une étape de traitement mécanique du minerai au cours de laquelle on réduit la granulométrie de celui-ci, de façon à obtenir une fraction de minerai dont la granulométrie est inférieure à environ 8mm, caractérisé en ce qu'il consiste, au cours de cette étape, à soumettre cette fraction granulométrique à au moins une phase d'attrition (7), de façon à désagréger les blocs tendres de carbonates sous forme de particules de dimensions inférieures à 300pm. 2.- Procédé suivant la revendication 1 caractérisé 15 en ce que la phase d'attrition (7) est réalisée en deux séquences (7a, 7c). 3.- Procédé suivant la revendication 2 caractérisé en ce que les deux séquences d'attrition (7a,7c) sont séparées par une séquence (7b) d'élimination des particules fines, notamment du type hydrocyclonage. 4.- Procédé suivant l'une des revendications 1 à 3, caractérisé en ce que l'on récupère les particules produites au cours de la phase d'attrition sous la forme de trois fractions granulométriques (A,B,C), à savoir une fraction (A) sensiblement comprise entre environ 25 et 300 pm, une fraction (B) sensiblement comprise entre 300 et 800 pm et une fraction (C) sensiblement comprise entre 800 et 8000 pm. 5.- Procédé suivant la revendication 4 caractérisé en ce que la fraction de minerai (C) dont la granulométrie est comprise entre 800 et 8000 pm est soumise à une opération de broyage et les particules qui en sont issues sont récupérées sous la forme de deux fractions granulométriques (A', B') dont la granulométrie est respectivement égale à celle des fractions dont la granulométrie est comprise entre 25 et 300 pm d'une part et 300 et 800 pm d'autre part, et sont respectivement redistribuées dans celles-ci. 6.- Procédé suivant l'une des revendications 4 ou 5 caractérisé en ce que la fraction de minerai (A), dont la granulométrie est comprise entre 25 et 300 11m, est soumise à une étape de traitement de flottation après avoir subi l'action de réactifs hydrocarbonés, de façon à éliminer par précipitation les éléments siliceux. 7.- Procédé suivant l'une des revendications 4 à 6 caractérisé en ce que la fraction de minerai (A) de granulométrie comprise entre 25 et 300 pm est soumise avant flottation à un conditionnement au cours duquel on l'amène à une concentration en solide (Cs) comprise entre 40% et 60%, puis est soumise à l'action d'un mélange d'acide fluorosilicique et d'acide sulfurique dans une proportion comprise entre 4/7 et 6/7 en volume d'acide fluorosilicique. 8.- Procédé suivant l'une des revendications 6 ou 7 caractérisé en ce que la fraction de minerai (A) de granulométrie comprise entre 25 et 300 pm est soumise, avant flottation, à un conditionnement au cours duquel on la soumet d'une part à l'action d'acide fluorosilicique, de façon à amener son pH à une valeur comprise entre 5,5 et 6, puis d'autre part à l'action d'un collecteur de flottation, tel que notamment un mélange d'acide oléique et d'acide linoléique, éventuellement additionné d'acides résiniques. 9.- Procédé suivant la revendication 8 caractérisé en ce que l'on répète plusieurs fois ledit conditionnement et la flottation, avec à chaque fois un réajustement du pH et un ajout contrôlé du collecteur de flottation.