FR 2574092 A1 19860606 FR 8517797 A 19851202 i La présente invention concerne, de façon générale, l'extraction de l'or de minerais rebelles et, plus particu- lièrement, l'invention concerne un nouveau procédé de traite- ment qui combine une oxydation du minerai sous pression avec les opérations subséquentes de cyanuration et de séparation, à l'aide de charbon actif introduit dans la pulpe ("carbone dans pulpe"), de l'or d'avec la pulpe provenant de la cyanu- ration. Le procédé est rendu pratique par l'enlèvement de métaux lourds; qui sont libérés au cours de l'oxydation sous pression précédant la cyanuration. De tels métaux lourds ' sont des destructeurs de cyanure, capables de susciter une consommation excessive de cyanure., Dans le cas classique, on extrait l'or de mine- rais aurifères en effectuant une cyanuration à l'aide d'un cyanure mitiral, typiquement le cyanure de sodium. Un tel traitement provoque la formation d'aurocyanure de sodium, qui est soluble et reste en solution jusqu'à ce que l'or soit précipité, typiquement à l'aide de zinc. Le précipité est raffiné pour donner l'or métallique voulu. Malheureusement, de nombreux minerais aurifères (que l'on appelle généralement des "minerais rebelles" ou "minerais réfractaires") résistent à une extraction classique par cyanuration, ce qui entraîne une proportion excessivement élevée d'or résiduel dans le minerai supposé traité. Un cer- tain nombre de mécanismes peuvent contribuer à la nature rebelle d'un minerai aurifère. Par exemple, l'or peut être occlus au sein de formations minérales, comme des pyrites, des arsénopyrites, des sulfosels et analogues. Un tel empri- sonnement minéral empêche le cyanure d'attaquer efficacement la portion d'or contenue dans le minerai, et une cyanuration est incapable de solubiliser cette portion de l'or contenu. On sait aussi que les minerais aurifères comprenant une forte quantité de matière carbonée résistent à la cyanuration. Dans certains cas, l'or est chimiquement combiné à la matière carbonée, de manière à résister à une attaque par l'ion cya- nure. En variante, l'ion aurocyanure peut être adsorbé sur la matière carbonée au cours de la cyanuration, ce qui empê- che de le séparer du minerai. Un troisième mécanisme rendant les minerais rebelles se présente dans le cas des minerais argileux, l'argile adsorbant l'aurocyanure après son dégage- ment au cours de l'étape de cyanuration. Une telle adsorption par l'argile empêche de séparer finalement l'ion aurocyanure de la suspension ou pulpe de minerai traité. Divers procédés de traitement préliminaires ont été proposés pour dégager, avant la cyanuration, l'or des minerais rebelles. Il a été enseigné que le chlore, ou l'hypo- chlorite de sodium engendré in situ par électrolyse de sau- mure, peut servir à oxyder chimiquement des minerais carbonés. (Scheiner et al., "Investigation of Oxidation Systems for Improving Gold Recovery from Carbonaceous Materials" (Etude de systèmes d'oxydation pour améliorer l'extraction de l'or de matières carbonées), Bureau of Mines Technical Progress Report (Heavy Metals Program), Department of Inte- rior, (Rapport technique intérimaire, présenté par le Bureau des Mines (programme concernant les métaux lourds); Minis- tère de l'Intérieur (des Etats-Unis d'Amérique), Juillet 1968). Le brevet US-A-2 777 764 décrit un procédé d'oxydation sous pression pour dégager l'or qui est occlus dans des sul- fures minéraux présents dans le minerai. Le procédé con- siste à prétraiter le minerai dans un milieu oxydant non alcalin, sous pression et à température élevée. Voir aussi les brevets US-A-3 316 059 et US-A-4 004 991, qui concernent l'oxydation, par de l'acide, des minerais de zinc et de fer. Le brevet US-A-4 289 532 décrit une technique perfectionnée d'extraction de l'or par cyanuration, selon laquelle, en deux ou plusieurs étapes, on oxyde le minerai d'or et, simul- tanément, on le soumet à cyanuration et à adsorption à contre- courant sur du charbon actif granulaire. Les procédés de type "carbone dans pulpe" pour récupérer l'or contenu dans du minerai très finement divisé, que l'on obtient des circuits de broyage, servent depuis un certain temps. Voir, par exemple, Hall (1974) World Min. 27:44-49, et Davidson et al. (1979) J.S. Afr. Inst. Min. Metall. 79:281-297. La présente invention offre la possibilité d'un meilleur rendement d'extraction de l'or de minerais d'or rebelles,par une nouvelle combinaison d'oxydation du minerai sous pression avec des opérations subséquentes de cyanuration et (typiquement) d'extraction à l'aide de charbon acti.f introduit dans la pulpe. Il a été trouvé que les minerais d'or, qui ont été-soumis à une oxydation sous pression, sont broyés en donnant des pulpes très fines d'oxydation. Dans de telles pulpes fines d'oxydation, l'or se dégage bien de son emprisonnement minéral et de son adsorption par les matières carbonées, mais les pulpes résultant de l'oxydation sous pression résistent à des techniques classiques d'extrac- tion, comme la cyanuration suivie d'une précipitation par le zinc. L'utilisation des techniques de récupération ou extraction du type "carbone ajouté à de la pulpe" augmente grandement le rendement final en or obtenu à partir de telles pulpes provenant de l'oxydation sous pression. Pour rendre pratique et économique la combinaison des opérations d'oxy- dation sous pression et de récupération par extraction à l'aide de charbon actif introduit dans la pulpe, il a été trouvé nécessaire d'enlever, avant la cyanuration, les métaux lourds et sulfates qui sont dégagés dans la pulpe d'oxydation sous pression. De tels métaux lourds et sulfates jouent appa- remment le rôle de destructeurs de cyanure et diminuent la quantité de l'ion cyanure disponible, ce qui augmente très fortement la consommation globale de cyanure sauf si l'on enlève ces métaux lourds et sulfates. On aurait pu s'attendre à ce que l'oxydation des métaux lourds et sulfures les ren- de - moins réactifs en présence de l'ion cyanure, mais il s'est avéré que ce n'est pas le cas. Il a été trouvé, lors du traitement d'un minerai sulfuré particulier, que l'on pouvait diminuer de plus des deux-tiers la consommation de cyanure quand on effectue une séparation préliminaire des métaux lourds oxydés et des sulfates. Dans de grandes instal- lations de traitement, cette diminution de consommation peut se traduire par des économies annuelles de l'ordre de plusieurs milliorns (le Francs. Dans la forme préférée de réalisation, on effectue la séparation des métaux lourds en au moins deux étapes, consistant chacune en du lavage et de la clarification. On mélange tout d'abord à la pulpe d'oxydation sous pression un gros volume d'un diluant aqueux, typiquement de l'eau recyclée d'une autre partie du procédé. Le diluant sera pau- vre en métaux lourds et en sulfates, et la majorité des métaux lourds et sulfates de la pulpe reste en solution. En séparant ensuite le résidu de pulpe d'avec le liquide en excès, on réalise une séparation des métaux lourds. Lror, qui est présent sous forme élémentaire, demeure dans la pulpe d'o il est finalement extrait par cyanuration et récupéra- tion à l'aide de charbon actif introduit dans la pulpe. Le degré d'enlèvement des métaux lourds est déterminé par la quantité relative du diluant que l'on ajoute, la concentra- tion des métaux lourds dans le diluant. recyclé, et le nombre. des étapes de séparation. Ainsi, dans une forme de réalisation du procédé pour récupérer l'or d'une pulpe aqueuse formée à partir d'un minerai rebelle dans lequel cet or est sujet à un blocage par du sulfure et à une adsorption sur de la matière carbo- née, on oxyde la suspension ou pulpe aqueuse dans un auto- clave, dans des conditions acides à une température et une pression élevées, ce qui provoque la libération de l'or élé- mentaire de son blocage par des sulfures et de son adsorption sur une matière carbonée, et ce qui provoque aussi la solu- bilisation des métaux lourds présents dans le minerai; on sépare de la pulpe aqueuse oxydée les métaux lourds solubi- lisés, pour former une fraction liquide acide contenant la majorité des métaux lourds et une fraction des solides conte- nant le minerai d'or-; on recycle une portion de la fraction liquide acide vers l'autoclave, pour constituer une source d'acide pour l'oxydation; on se débarrasse de la portion restante de la fraction liquide, pour enlever du procédé l'excès de métaux lourds et d'acide; on dissout l'or élémen- taire, présent dans la fraction des solides, en les exposant à du cyanure pour former un complexe soluble or/cyanure; et l'on récupère de ce complexe or/cyanure l'or élémentaire. L'invention sera maintenant décrite plus en détail, à titre illustratif et nullement limitatif, en regard des dessins annexés sur lesquels: la figure 1 est un schéma synoptique illustrant les circulations des courants parmi les opérations unitaires fondamentales du procédé de la présente invention; la figure 2 est un schéma synoptique de l'opération unitaire d'oxydation sous pression; la figure 3 est un schéma synoptique de l'opération unitaire de séparation et d'enlèvement des métaux lourds, la figure 4 est un schéma synoptique de l'opération unitaire de neutralisation de la pulpe; la figure 5 est un schéma synoptique des opérations unitaires de lixiviation de cyanure et d'extraction à l'aide de charbon actif introduit dans la pulpe, selon la présente invention; la figure 6 est un schéma synoptique de l'opération unitaire de dêsorption électrolytique du charbon, selon la présente invention; et la figure 7 est un schéma synoptique de l'opéra- tion unitaire de neutralisation et de séparation selon la présente invention. En se référant à la figure 1, on voit que le procédé préféré de la présente invention peut être mis en oeuvre en huit étapes séparées de traitement, couramment appe- lées des opérations unitaires fondamentales. En premier lieu, le minerai aurifère est finement broyé et mélangé à de l'eau pour former une suspension, appelée ici "pulpe". On traite ensuite la pulpe par oxydation sous pression, typiquement dans un autoclave dans des conditions acides, avec introduc- tion d'oxygène dans la pulpe. On chauffe alors la pulpe jus- qu'à une température comprise notamment entre environ 140 et 220 C, en maintenant une pression manométrique d'au moins 0,96 N11'a et en maintenant une acidité finale d'au moins 5 g de H2S04/1. Une telle oxydation sous pression dégage l'or élémentaire de son blocage par des sulfures, en oxydant ou passivant le carbone, ce qui évite une adsorption sur des matières carbonées qui, sinon, inhiberait la récupération de l'or. La pulpe oxydée résultante est ensuite dirigée vers une opération de séparation, dans laquelle les métaux lourds libérés au cours de l'oxydation sous pression sont enlevés. On effectue notamment cette séparation des métaux lourds solubilisés en lavant la pulpe aqueuse oxydée et en séparant physiquement la pulpe, lavée, de l'excès de liquide. Les métaux lourds sont enlevés avec l'excès de liquide. Le lavage de la suspension ou pulpe et la séparation peuvent être réa- lisés au moins deux fois, afin de bien séparer les métaux lourds. Le lavage peut être réalisé par dilution à l'eau puis séparation dans un clarificateur. L'excès d'acide de cette étape de séparation et d'enlèvement de métaux lourds est recyclé vers l'oxydation sous pression, cependant que l'excès d'acide de l'opération d'oxydation sous pression subit une neutralisation par de la chaux et une séparation en eau recyclée servant dans l'opération de séparation et d'enlèvement de métaux lourds et en queues ou rejets dirigés vers un bassin. Après enlèvement des métaux lourds, la suspension ou pulpe, lavée et contenant l'or résiduel, est dirigée vers une opération de neutralisation de la pulpe. Là, une base forte, comme de la chaux, est ajoutée pour élever le pH de la suspension et permettre la lixiviation subséquente par du cyanure. On effectue de façon classique la lixiviation par le cyanure, en introduisant un cyanure minéral, notamment le cyanure de sodium, et de l'oxygène, notamment sous forme d'air. Il se forme ainsi, pendant la cyanuration, des auro- cyanures complexes que l'on soumet ensuite à adsorption sur du charbon actif (récupération à l'aide de "carbone dans pulpe"). Cette adsorption peut être réalisée dans une cuve ou un bac comportant un dispositif d'agitation, avec addi- tion d'air. Il peut notamment y avoir au moins deux cuves ou bacs de ce genre, comportant chacun un dispositif d'agi- tation et montés en série. Enfin, l'or est extrait du charbon actif, au cours d'une séparation électrolytique classique. L'or élémentaire peut notamment être récupéré du charbon actif par lavage de ce charbon à l'aide d'une solution aqueu- se de cyanure alcalin, opération suivie d'une récupération par électrolyse. L'opération de séparation électrolytique peut être précédée, ou éventuellement remplacée, par une opération classique d'extraction d'or à l'aide de mercure par amalgamation. On prévoit des moyens et dispositifs pour neutraliser et recycler les divers courants en circulation afin de donner au procédé un caractère de suffisance, de rentabilité économique qui le rendent acceptable en soi et le rendent également acceptable pour l'environnement. On effectue le broyage fin et la formation de la suspension ou pulpe du minerai.en appliquant des procédés classiques de traitement. Commodément, le minerai provenant de la mine ou du gisement sera tout d'abord concassé dans un broyeur à mâchoires, un concasseur à cônes ou un appareil semblable capable de concasser et broyer de très gros agrégats de minerai. Le minerai ainsi broyé est ensuite sou- mis à broyage fin, typiquement par broyage avec de l'eau dans un broyeur à tonneau ou tambour, du type mélangeur par exemple, ou du type moulin à scories, ce qui est suivi d'un broyage fin final avec de l'eau dans un broyeur àbilles ou boulets. La suspension résultante du minerai contient typi- quement de 50 à 60 % en poids d'eau et elle peut être envoyée directement, par un conduit d'acheminement de suspension ou pulpe, vers la zone d'oxydation sous pression. On voit sur la figure 2 que la suspension de mine- rai (SM) provenant de l'opération de broyage va être dirigée vers un réservoir tampon 20 à l'extrémité avant, ou entrée, de l'opération d'oxydation sous pression. Une pompe 22 de transfert va diriger la suspension vers un bac 24 de traite- ment avant oxydation ("bac de pré-oxydation"), dans lequel la suspension est mélangée à un courant d'acide recyclé. en provenance de l'opération de séparation et d'enlèvement des métaux lourds (décrite ci-après à propos de la-figure 3). Après addition de l'acide de recyclage ("acide"), la teneur en des solides, ou extrait sec, est diminuée pour parvenir à une valeur d'environ 10 % à 20 %, et le pH-est réduit à une valeur d'environ 3 à 4. La suspension acide est ensuite dirigée, par une pompe 26 de transfert, vers un épaississeur 28 avant oxydation, typiquement un épaississeur par gravité ou un autre clarificateur. L'épaississeur 28 sépare un cou- rant 30 d'acide excédentaire d'avec un courant 32 de résidu. La teneur en solides, ou extrait sec, du courant 32 de rési- du est d'environ 45 % à 55 %, cependant que le pH reste à environ 3 à 4. Le courant 30 d'acide excédentaire, qui con- tient également des métaux lourds solubilisés, est essen- tiellement dépourvu de solides et il est dirigé vers l'opéra- tion de neutralisation et séparation, qui sera décrite ci- après, notamment en regard de la figure 7. Le courant 32 de résidu est dirigé par une pompe 34 de transfert vers un bac 40 d'oxydation dans leq unsupplément d'acide sulfu- rique peut être ajouté, notamment durant le démarrage quand il n'y a pas eu formation d'acide excédentaire à recycler. La suspension, ayant une teneur en solides ajustée à environ 40 % à 45 %, est envoyée vers des préchauffeurs successifs 42 et 44 par des pompes 46 et 52 de transfert, respectivement. Les préchauffeurs 42 et 44 sont des échan- geurs classiques de chaleur qui reçoivent de la vapeur d'eau provenant des têtes de cuves 48 et 50 à vaporisation rapide ou quasi instantanée, respectivement. Un troisième préchauf- feur 60 est prévu pour recevoir la vapeur de tête provenant de l'autoclave 62, et les têtes de chacun des préchauffeurs 42, 44 et 60 sont collectées dans un collecteur 64 et envo- yées par un évent à l'atmosphère. Une pompe 54 fait passer la suspension du pré- chauffeur 44 au préchauffeur 60 d'o cette suspension par- vient dans un récipient fonctionnant sous pression, typique- ment un autoclave 62, comportant plusieurs compartiments munis de dispositifs d'agitation, et dans lequel est réalisée l'oxydation sous pression prévue dans la présente invention. De l'oxygène est injecté dans chacun des compartiments, et l'oxydation, qui en résulte, des sulfures du minerai s'effec- tue alors dans des conditions acides et est hautement exother- mique. On pourrait utiliser d'autres oxydants, comme l'ozone, le peroxyde d'hydrogène, l!hypochlorite de sodium, et analo- gues, mais cela coQterait probablement beaucoup plus cher. Les conditions opératoires précises n'ont pas une impor- tance fondamentale,mais l'on a trouvé que les paramètres suivants donnent les meilleurs résultats, dans le cas du minerai particulier décrit dans la partie expérimentale du présent exposé, quand on utilise l'oxygène comme agent oxy- dant. Paramètres de fonctionnement Paramètre Intervalle large Intervalle étroit Température 140-220 C 160-180 C Pression manométrique 0,965 à 2,07 MPa 1,24 à 1,38 MPa Temps de séjour 1 à 4 heures 1,5 à 2 heures Concentration de la pulpe 40 à 50 % 40 à 45 % Acidité finale 5 à 20 g de H2S04/l 7 à 15 g de H2S04/l Force électromotrice finale 420 mv (SCE) min. 420 mv (SCE) min. A sa sortie de l'autoclave 62, la suspension oxy- dée passe dans les cuves 50 et 48 à vaporisation très rapide, disposées en série. La vapeur d'eau provenant de la vapori- sation très rapide de la suspension sert de milieu de chauf- fage et est envoyée dans les préchauffeurs 44 et 42, respec- tivement. On note que l'on maintient un réglage de la tempé- rature régnant dans l'autoclave en réglant de façon appro- priée le débit d'addition de l'oxygène, qui se situe habi- tuellement entre 70 % et 150 % de la quantité d'oxygène stoe- chiométriquement nécessaire. On va maintenant décrire, en regard de la figure 3, l'opération de séparation et d'enlèvement des métaux lourds. Le but de cette opération est de diminuer la teneur en métaux lourds de la suspension de minerai avant la cyanu- ration. Il a é-é trouvé que des métaux lourds, comme le hickel, le cobalt, le cuivre, le zinc et le fer, sont libérés du minerai au cours de l'opération d'oxydation sous pression. Quand ils sont exposés à l'anion cyanure, de tels métaux lourds jouent, à l'état oxydé, le rôle de destructeurs des cyanures en formant des complexes hautement stables. Ainsi, ces métaux sont capables de fixer le cyanure libre introduit dans l'étape de cyanuration, ce qui augmente beaucoup la consommation de cyanure. En plus de l'enlèvement de telles substances destructrices des cyanures libres, l'opération de séparation et d'enlèvement des métaux lourds entraîne une diminution de la teneur en acide libre. Cela est inté- ressant puisque la réaction de cyanuration doit être effec- tuée dans des conditions alcalines. La séparation des métaux lourds est typiquement effectuée au cours d'une opération de lavage en plusieurs étapes, comme représenté sur la figure 3. La suspension S, provenant de la cuve 48 à évaporation rapide, entre dans un bac 70 comportant un dispositif d'agitation et dans lequel elle est mélangée à un courant 72 de liquide recyclé, dont la provenance sera décrite ci-après. La teneur en solides de la suspension est réduite à environ 10 % en poids, et la suspension résultante, à faible teneur en solides, est dirigée vers un épaississeur 74. L'épaississeur peut être un dispositif-classique de clarification de n'importe quel type servant à séparer de gros volumes de solides et de liquides, et il s'agit typiquement d'un épaississeur fonc- tionnant sous l'effet de la pesanteur. Le courant de tête provenant de l'épaississeur 74 est collecté dans un bac 76 et il est renvoyé, par un conduit 78 de recyclage d'acide, vers les cuves 24 et 40 d'obtention d'un mélange destiné à l'oxydation sous pression. L'écoulement venant du bas de l'épaississeur 74 présente une teneur en solides revenue au voisinage de 40 % à 45 % et ce courant est dirigé, par une pompe de transfert 82, vers un second bac 80 comportant un dispositif d'agitation. Un courant 84 d'eau de recyclage, provenant de l'opération de neutralisation et de séparation décrite à propos de la figure 7,-est également dirigé vers le second bac 80, ce qui entraîne une dilution de la suspen- sion jusqu'à une teneur d'environ 15 % en poids. La suspen- sion ainsi diluée entre ensuite dans un second épaississeur , fonctionnant par gravité, dans lequel il y a à nouveau séparation d'un courant supérieur ou de débordement et d'un courant inférieur. Le courant supérieur (bac 91) forme le courant 72 de liquide recyclé servant à diluer la suspension entrant dans le bac 70 comportant un dispositif d'agitation, comme précédemment décrit. Le courant inférieur de suspension lavée (SL) est transféré, par une pompe 92 de transfert, vers l'opération de neutralisation de pulpe, décrite en regard de la figure 4. L'opération de lavage et de clarification en plusieurs étapes offre un certain nombre d'avantages en plus de l'enlèvement des métaux lourds et des sulfates ou de l'acide sulfurique. Le courant 78 de recyclage d'acide vers l'épaississeur 28 avant oxydation sert à fournir l'acide nécessaire pour abaisser le pH de la suspension de minerai dans l'autoclave 62. De la même façon, l'ion ferrique dégagé au cours de l'opération d'oxydation sous pression est recyclé vers l'autoclave 62. L'enlèvement de sulfate ou d'acide sul- furique de la suspension lavée contribue à empêcher la forma- tion de sulfate de calcium ou gypse (CaS04) au cours de la cyanuration, quand le pH est augmenté. De même, la formation d'hydroxydes de métaux au pH supérieur est diminuée par l'en- lèvement des ions des métaux libérés au cours de l'oxydation sous pression. De tels métaux risquent également de gêner la récupération à l'aide de charbon introduit dans la pulpe, en occupant des sites, du charbon, nécessaires pour l'adsorp- tion des aurocyanures complexes solubles. Enfin, dans cer- tains cas,il pourrait être souhaitable de récupérer les métaux solubilisés. Une séparation des ions de métaux, avant l'opération de cyanuration, faciliterait une telle récupé- ration. L'opération de lavage que l'on vient juste de décrire aboutit à enlever, de la suspension de minerai devant maintenant être soumise à cyanuration, les métaux lourds et l'acide libre que cette suspension contenait. Les métaux lourds et l'acide sont renvoyés par le conduit 78 de recy- clage vers l'opération d'oxydation sous pression. On compren- dra que l'enlèvement final des métaux lourds et de l'acide du système se produit dans le conduit 30 d'enlèvement de l'excès d'acide, en provenance du courant supérieur de débor- dement de l'épaississeur 28 avant oxydation. Dans le système tel qu'illustré et décrit, la suspension lavée, qui est transférée vers l'opération de neutralisation de la pulpe, aura subi l'enlèvement d'environ 90 % des métaux lourds et de l'acide libre précédemment contenus. Cette proportion n'est cependant pas fondamentale. On peut faire varier, en ajus- tant le volume d'eau que l'on utilise pour le lavage à l'étape du lavage, ou en faisant varier le nombre des étapes de lavage que l'on applique, la quantité de métaux lourds et d'acide libre que l'on enlève. De même, le lavage pour- rait être réalisé à l'aide d'autres sources d'eau, ce qui comprend d'autres courants de recyclage, ou bien à l'aide d'eau fraîche. Il est, cependant, commode dans les circons- tances particulières d'utiliser l'eau neutralisée provenant de l'étape de neutralisation et de séparation. Avant la cyanuration, la suspension lavée, provenant de la séparation effectuée au cours de l'opération d'enlèvement des métaux lourds, doit être ajustée à un pH compris entre environ 10,5 et 11. On voit, en se référant à la figure 4, que l'ajustement du pH est réalisé dans un bac 100 de neutralisation dans lequel la suspension lavée, SL, provenant de l'opération de séparation et d'enlèvement des métaux lourds, est mélangée à de la chaux (carbonate de calcium)et à de l'eau de'recyclage provenant de l'opéra- tion de neutralisation et séparation décrite en regard de la figure 7. La suspension de pulpe résultante présente une teneur en solides d'environ 40 % en poids et elle est ensuite dirigée vers un tamis 102 de séparation de déchets (D), o des agrégats ayant plus d'environ 0,84 mm sont séparés et enlevés. La pulpe neutralisée résultante ("pulpe") est diri- gée, par une pompe 104 de transfert, vers l'opération de lixiviation par du cyanure, décrite en regard de la figure 35. 5. L'opération de lixivation par du cyanure est classique et elle utilise une solution diluée de cyanure de sodium pour extraire par lixiviation l'or de la pulpe. La réaction exige de l'oxygène, et elle se déroule selon l'équation suivante: 4Au+8CN-+02+2H O20 4Au(CN) +40H 2 2 2 On effectue une agitation et une aération continues de la pulpe qui arrive dans un ou plusieurs bacs 110 de cyanuration (dont un seul est représenté sur la figure 5). Dans la forme préférée de réalisation, le cyanure-est ajouté à la suspen- sion lavée, jusqu'à une concentration finale d'environ 0,45 kg/t de suspension. Les réactions de cyanuration sont effectuées en continu avec un temps moyen de séjour d'environ 2 heures dans chaque bac 110. De la chaux peut être ajoutée afin de maintenir le pH dans l'intervalle voulu, c'est-à- dire entre 10,5 et 11. Les réactions de cyanuration se pour- suivent dans les bacs 112 comportant du charbon introduit dans la pulpe, comme décrit ci-après. La pulpe provenant des bacs 110 de cyanuration contient l'ion aurocyanure (Au(CN)2) soluble et cette pulpe est di]iqee (114) vers plusieurs bacs 112 de traitement par du charbon introduit dans la pulpe. On a représenté deuxbacs, 112a et 112b, montés en série;mais le procédé de la présente invention va typiquement utiliser au moins quatre bacs, montés en série, pour le traitement par du charbon introduit dans la pulpe. On utilise les bacs 112 pour extraire à contre- courant l'ion aurocyanure soluble de la pulpe. Ainsi, la pulpe est introduite du premier bac 112a dans le second bac 112b et dans chaque bac successif, dans l'ordre. En outre, du charbon actif est introduit dans le bac final de la série (en 112b dans le cas représenté) puis il est introduit dans chaque bac précédent de la série. Le charbon actif provenant du premier bac 112a est ensuite retiré par un conduit 120 de transfert et envoyé à un séparateur 122 à tamis. La pulpe vient tout d'abord en contact avec le charbon actif dans le premier bac 112a d'adsorption. On peut utiliser n'importe quel charbon actif, mais-on préfère uti- liser du charbon actif provenant de noix de coco,car il est plus dur que la plupart des autres types disponibles et il résiste davantage à la cassure et à l'abrasion. Le charbon que l'on utilise a environ 3,36 x 1, 19 mm (ce qui correspond aux tamis de la série U.S. n 6 à n 16) et on le sépare ainsi très facilement des particules bien plus fines constituant la pulpe. Les particules de charbon sont maintenues en sus- pension aqueuse par de l'air et/ou par agitation mécanique, de sorte que les ions complexes des cyanures d'or et d'argent sont adsorbés de la solution par le charbon actif. On règle, à environ 15 g/1 de pulpe, la concentration du charbon actif dans les bacs d'adsorption en réglant le débit d'addition de charbon réactivé que l'on introduit dans le dernier bac du circuit. Le circuit d'adsorption consiste typiquement en au moins quatre bacs 112 comportant chacun un dispositif d'agitation, chacun de ces bacs comprenant aussi à son extré- mité supérieure un tamis séparateur partiellement submergé. La pulpe est déplacée (116) du premier bac 112a jusqu'au dernier bac, cependant que le charbon actif contenu dans une petite quantité de pulpe est déplacé, dans un conduit 118 de trans- fert, à contre-courant de l'écoulement de la pulpe. En variante, le mélange de pulpe et de charbon est élevé, par des dispositifs extérieurs à air comprimé, de chaque bac vers des tamis vibrants extérieurs au bac. La pulpe est séparée du charbon en traversant les tamis, et le charbon est retenu sur le dessus des tamis. Le charbon est divisé, pendant qu'il s'écoule des tamis, de sorte que la plupart du charbon retombe dans le même bac à agitateur cependant qu'une quantité prédéterminée est dirigée vers le bac suivant (à contre-courant) de la série. La concentration de l'or dissous diminue à mesure que la pulpe circule en traversant chaque bac successif du circuit jusqu'à atteindre le bac final. La pulpe s'écoulant du bac final (!12b, dans le cas représenté) est considérée comme constituant les rejets, et on la traite ou on s'en débarrasse de façon appropriée, par exemple comme décrit à propos de la figure 7. Le charbon chargé provenant du premier bac 112a est dirigé (120) vers le tamis vibrant 122, o le charbon est séparé de la pulpe résiduelle. La pulpe est recyclée vers le premier bac 112 d'adsorption, cependant que le charbon est dirigé vers un réservoir tampon 124. Une pompe 126 de transfert dirige ensuite, selon les nécessités, le charbon chargé vers l'opération de récupération d'or, décrite à propos de la figure 6. Quand du cyanure est ajouté à la suspension lavée (pulpe de minerai aurifère), l'or est solubilisé sous forme d'un cyanure complexe d'or, et c'est la solution, et non pas la roche broyée, qui présente un intérêt économique. Dans le procédé utilisant du charbon introduit dans la pulpe, le cyanure complexe d'or est directement adsorbé sur du charbon granulaire calibré mélangé-à la pulpe. Le charbon peut être ensuite séparé par tamis de la pulpe et il n'exige pas une séparation de la phase aqueuse de la pulpe. En variante, la phase aqueuse aurifère peut être séparée, par filtration directe ou par un système de lavage et décantation à contre-courant (non représenté) de la roche broyée devenue stérile. Dans la méthode par filtration directe, on fait passer la pulpe de roche contenant la phase aqueuse aurifère sur des filtres o la solution aurifère est typiquement aspirée par une dépression. La pulpe filtrée est ensuite remise en suspension dans une solution épuisée et elle est refiltrée pour diluer la solution aurifère éventuellement entraînée. Le premier filtrat, qui contient le plus d'or, est appelé la solution féconde et on l'envoie typiquement dans un circuit de précipitation de type Merrill-Crowe. Un circuit de précipitation de type Merrill-Crowe consiste typi- quement en les éléments suivants: des filtres de clarifica- * tion pour abaisser à moins de 5 ppm les solides totaux en suspension; une tour de désaération pour enlever l'oxy- gène dissous; l'addition de zinc finement divisé, sous forme d'une émulsion (souvent avec un sel soluble de plomb, selon un rapport de 10 parties de zinc pour 1 partie de plomb) à la solution féconde désaérée et clarifiée; des filtres pour enlever l'excès de zinc, et les boues d'or de la solu- tion épuisée et rendue stérile. Dans la méthode de décantation-à contre-courant (DCC), la pulpe de roche contenant la phase aqueuse aurifère est mélangée à l'écoulement supérieur de débordement prove- nant du second épaississeur et elle est soumise à dépôt dans le premier épaississeur. La solution débordant du premier épaississeur comporte la plus forte teneur en or; elle est appelée la solution féconde et envoyée typiquement vers un circuit de précipitation de type Merrill-Crowe. La pulpe provenant du premier épaississeur va au second épaissis- seur et elle est mélangée à la solution débordant du troi- sième épaississeur. La pulpe dirigée vers l'épaississeur final de la série est mélangée à de la solution épuisée ou à de l'eau fraîche. L'effet net du circuit de DCC est de diluer successivement et de laver la pulpe de roche broyée pour la débarrasser des solutions aurifères entraînées. On voit sur la figure 6 que l'opération de récupé- ration, ou d'extraction proprement dite, de l'or se fonde typiquement sur un procédé Zadra modifié, lequel est décrit de manière générale dans "Report of Investigations 4672" (Rapport 4672 sur des recherches), du Ministère de l'Intérieur des Etats-Unis d'Amérique, avril 1950. Le procédé d'extrac- tion repose sur l'inversion de l'équilibre entre adsorption et désorption pour faire revenir l'or en solution et provo- quer par voie électrolytique le dépôt d'or sur des cathodes en laine d'acier. Le circuit consiste en une colonne 127 d'extraction qu'un réservoir doseur 128 alimente en charbon chargé. Une solution de cyanure caustique chaude est intro- duite au bas de la colonne 127 d'extraction pour inonder celle-ci et enlever l'or et l'argent du charbon. La solution contient environ 1 % d'hydroxyde de sodium et 0,2 % en poids de cyanure de sodium, et elle est typiquement à une tempéra- ture d'environ 120 C à 130 C. Commodément, la solution extrac- trice peut être préchauffée dans un échangeur 129 de chaleur, qui utilise comme source de chaleur la solution déchargée. Un chauffage final est réalisé par un second échangeur 130 de chaleur, qui utilise typiquement de la vapeur d'eau comme source de chaleur. Après un temps suffisant pour extraire l'or du charbon, typiquement un temps d'environ 8 à 24 heures, le charbon est lavé dans de l'eau chaude nouvelle, puis il y a un lavage à l'eau froide pour enlever du charbon la solu- tion restante. De la colonne d'extraction, la solution cautique féconde est dirigée vers une cellule 131 d'électrolyseo l'or et l'argent sont plaqués sur des cathodes cylindriques ou rectangulaires en laine d'acier. Chaque cellule consiste en un bac en fibres de verre, qui contient une cathode et une anode en toile d'acier inoxydable. L'or et l'argent sont plaqués sur les cathodes cependant que la solution caustique est continuellement recyclée, en passant par un réservoir 132 et une pompe 133 de transfert, vers la colonne d'extrac- tion. L'or peut être récupéré de façon classique des cathodes ainsi chargées, une fois que du mercure enlevé du charbon a été récupéré dans une cornue 134 à mercure. L'or est ensuite raffiné dans un four 136 classique, ce qui donne des barreaux dorés d'or et d'argent. Le charbon épuisé provenant de la colonne 127 d'extraction est ensuite recyclé, en 138, vers une installa- tion de réactivation et de régénération (non représentée). Le charbon adsorbe des matières autres que l'or et l'argent, et certaines de ces matières ne sont pas enlevées quand l'or est désorbé. Donc, il se produit après une période prolongée d'utilisation une perte d'activité et le charbon doit être périodiquement régénéré, c'est-à-dire réactivé. On effectue la réactivation en chauffant le charbon, en l'absence d'air, jusqu'à une température d'environ 600 C pendant une période d'environ 1/2 heure à 1 heure. Une telle température élevée chasse la plupart des impuretés et restaure l'activité du charbon. Typiquement, on peut utiliser un four ou un autre appareil de chauffage convenable. En outre, on peut utiliser un traitement de lavage à l'acide pour enlever encore des métaux adsorbés sur le charbon. En se référant maintenant à la figure 7, on voit 18. qu'une installation construite selon la présente invention va typiquement inclure une opération de neutralisation et de séparation, pour neutraliser et recycler les divers cou- rants de produits utilisés.dans le procédé. L'excès d'acide engendré dans l'opération d'oxydation sous pression, décrite en regardant la figure 2, est dirigé vers un bac 140 de neu- tralisation, dans lequel il est neutralisé par de la chaux. Le courant neutralisé est ensuite dirigé vers un épaississeur 142 de précipitation, dans lequel les solides précipités sont séparés de l'effluent liquide. Les solides sont dirigés, par une pompe 144 de transfert, vers un réservoir 146 de dépôt des queues ou rejets, dans lequel ces solides sont mélangés aux queues ou rejets provenant de l'opération de traitement par du charbon introduit dans la pulpe, qui a été décrite à propos de la figure 5. Les courants combinés sont ensuite dirigés vers un bassin 148 des queues ou rejets-. L'effluent provenant de l'épaississeur 142 de précipitation est dirigé vers un bassin 160 de refroidisse- ment. L'eau de ce bassin 160 sert de source d'eau de recy- clage utilisée dans l'opération unitaire de séparation et d'enlèvement des métaux lourds, décrite en regard de la figure 3. L'eau provenant du bassin 148 sert de source d'eau de recyclage pour l'opération de neutralisation de pulpe, décrite à propos de la figure 4. L'eau est également dirigée vers un bac 166 de mélange, dans lequel elle est mélangée à un produit "C" destructeur de cyanure libre (par exemple le chlore), puis elle est dirigée vers un bassin 170 de trai- tement de régénération. L'eau provenant de ce bassin 170 est ensuite transférée au bassin 160 de refroidissement, ce qui boucle le circuit. Le procédé de la présente invention offre des proportions élevées de récupération de l'or ainsi extrait, en particulier dans le cas de minerais aurifères sujets à du blocage par des liaisons sulfures et à de l'adsorption sur des matières carbonées. Il va de soi que, sans sortir du cadre de l'inven- tion, de nombreuses modifications peuvent être apportées au procédé d'extraction d'or, décrit et représenté. REVENDICATIONS 1. Procédé pour extraire l'or d'une suspension aqueuse formée à partir d'un minerai rebelle, dans lequel cet or est sujet à un blocage par des sulfures et à une adsorption sur de la matière carbonée, procédé caractérisé en ce qu'il comprend les opérations consistant à: oxyder la suspension aqueuse dans un autoclave, dans des conditions acides à une température et une pression élevées, de sorte que l'or élémentaire se dégage de son blocage par des sulfures et de son adsorption sur des matiè- res carbonées, et que les métaux lourds présents dans le minerai sont solubilisés; séparer, de la suspension aqueuse oxydée, les métaux lourds solubilisés pour former une fraction liquide acide contenant la majorité des métaux lourds et une fraction de solides contenant le minerai aurifère; recycler une portion de la fraction liquide acide vers l'autoclave pour constituer une source d'acide pour l'oxydation; se débarrasser de la portion restante de la frac- tion liquide, pour enlever l'excès de métaux lourds et d'acide du procédé; dissoudre l'or élémentaire, présent dans la frac- tion des solides, par exposition à du cyanure pour former un complexe soluble de cyanure et d'or; et extraire et récupérer l'or élémentaire du complexe de cyanure d'or. 2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce qu'on oxyde la suspension en y introduisant de l'oxy- gène, en chauffant la suspension jusqu'à une température comprise entre environ 140 et 2200'C, en maintenant une pression manométrique d'au moins 0,96 MPa et en maintenant une acidité finale d'au moins 5 g de H2S04/l. 3. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce qu'on récupère le complexe de cyanure d'or par adsorp- tion sur du charbon actif. 4. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce qu'on sépare, de la suspension aqueuse oxydée, les métaux lourds solubilisés en lavant la suspension et en séparant physiquement la suspension ainsi lavée de l'excès de liquide, de sorte que les métaux lourds sont enlevés avec l'excès de liquide. 5. Procédé selon la revendication 4, caractérisé en ce qu'on lave la suspension et l'on soumet à séparation au moins deux fois pour séparer les métaux lourds. 6. Procédé selon la revendication 5, caractérisé en ce qu'on lave la suspension par dilution à l'eau et qu'on effectue la séparation dans un clarificateur. 7. Procédé selon la reyendication 1, caractérisé en ce qu'on dissout l'or élémentaire par exposition à un cyanure minéral dans des conditions alcalines, avec addition d'oxygène. 8. Procédé selon la revendication 3, caractérisé en ce qu'on provoque l'adsorption du complexe de cyanure d'or sur le charbon actif dans un bac comportant un disposi- tif d'agitation, avec addition d'air. 9. Procédé selon la revendication 8, caractérisé en ce que l'on utilise au moins deux bacs, montés en série et comportant chacun un dispositif d'agitation. 10. Procédé selon la revendication 3, caractérisé en ce qu'on extrait l'or élémentaire du charbon actif en lavant ce charbon par une solution aqueuse de cyanure caus- tique, puis en réalisant une récupération par électrolyse.