FR 2567045 A1 19860110 FR 8410654 A 19840705 La présente invention est relative à un procédé qui vise a oxyder sélectivement un minerai contenant des sulfures de zinc, de fer et de Plomb et éventuellement des sulfures de cuivre. Après conditionnement du minerai une fois oxydé avec les xanthates, on flotte les sulfures de zinc simplement en jouant sur le pH (pH inférieur à 10) ou on les déprime a un pH supérieur a 10 la pyrite reste partiellement déprimée à un pH supérieur à 6, tandis que la flottabîlité des sulfures de cuivre et de plomb n'est pas affectée par cette oxydation, au contraire, on note une amélioration de leur récupération-métal. L'oxydant utilisé est l'hypochlorite (eau de javel). La flottation est la méthode habituellement utilisée pour concentrer les sulfures de zinc (blende ou sphalérit wizzite) b partir des minerais. Depuis l'introduction des thiols comme collecteur vers les années 1925, la sphalérite a fait l'objet de plusieurs études fondamenta les et appliquées afin de mieux connaître les mécanismes gouvernant son activatio ou désactivation ou dépression pour mieux la valoriser (GAUDIN A.M. The Effect of Xanthate, copper sulfate and cyanide in flottation of sphalerite. TRANS AIMNE 87, 417-428 (1930)). A cet effet, une publication intitulee "THE CHEMISTRY OF ACTIVATIO DESACTIVATION ND DEPRESSION IN TEE FLOTATION OF ZINC SULFIDE, A REVIEW IN FLOTA- TION : A.M. GAUDIN Nemoflal Volume, Fuerstenau N.C. ed (New-York ; AIME 1976 414-457) résume toutes les études qui ont été faites à ce sujet depuis 1929 jusqu en 1975. D'après cet article , le sulfure de zinc naturel (sphalérite ou wirzite) présente une absence de réactivité vis-a-vis des thiols à courtes chaînes. Par contre, après contact avec une solution contenant des ions cuivriques, la surface du sulfure de zinc est activée et ainsi ce dernier est devenu flottable; comme un sulfure de cuivre. D'après le même article, la blende peut être activée par les catio@ des métaux lourds (Cu++, Pb++, Ag+, Hg++) souvent présents dans les pulpes. Pour lutter contre cette activation (quand on veut l'éviter), on utilise des dépr. mants tels que SO3-, CO3-, Zn++,... et/ou des désactivants tel que le cyanure ; la sphalérite peut parfois présenter une flottabilité naturelle Selon le meme article encore, on note l'absence de l'utilisation des oxydants dans la flottation de la blende ou sphalérite. Les sulfites peuvent être utilisées comme déprimants de la blende à condition qu'ils soient utilisés simultanément avec le sulfate de zinc (Mecanist of pyrite depression by sulphite in the presence of sphalerite - Taiji Yamamoco D Complex Sulphide ores conférence - none oct. 1980) Les complexants du cuivre tel que l'éthylénediamine, la propylenediamine et l'ammoniaque peuvent entre utilisés comme désactivants de la blende, mais leur action désactivante reste très faible comparée au cyanure (some thermodynamic Aspects of systems relevant to the flotation of sphalerite. By F. Marsicano - National Institute For Metallurgy - Report NO 1785 28 Mai 1976). Ces propriétés très particulières de la blende posent donc beaucoup de problèmes dans la flottation des minerais sulfurés ; surtout dans le cas des minerais sulfurés complexes (concentres pauvres et mixteux. Récupération metal tres médiocre). Les mauvais resultats obtenus par flottation sont essentiellement dus aux effets de l'oxydation et a l'hétérogénéité minéralogique de la surface minérale. La valorisation de ce type de minerai est d'autant plus importante qu'il représente 15 t de la production mondiale et 7,5 % des réserves mondiales en cuivre a des teneurs de l'ordre de : 0,3 - 3% Cu, 0,3 - 3% Pb, 0,2 - 10 %. Zn , 3 - 100/t Ag et O - 1 g/t Au (Finely disseminated complex sulphide ore. by Case J.M. ed My Jones. IMM 1980, P. 234). Cette source d'approvisionnement futur a fait l'objet durant ces dernieres années de nombreux travaux, certains ont abouti des réalisations industrielles gracie a la mise au point d'un stade broyage - classification a des mailles de plus en plus fines et au contrôle de la flottation par l'analyse des principaux paramètres physico-chimiques des circuits industriels avec une grande fiabilité. Malgré tous ces progrès, les résultats industriels sont restés généralement très inférieurs en sélectivité et en rendement metallurgiques a ceux obtenus sur des minerais classiques, ceci etant en partie explicable par les caractéristiques propres de la minéralisation. Les concentrés sont souvent mal valorisés par la métallurgie traditsonnelle, d'ou l'intérêt économique dechercher d'autres procédés de traitement de ces sulfures, permettant d'obtenir des concentrés plus riches et mieux epurés tout en utilisant des réactifs non toxiques et bon marché (objet de la présente invention). Selon le type de chaque minerai sulfuré complexe, plusieurs procédées de flottation peuvent être appliqués, mais généralement c'est la flottation globale et semi-globale qui est la plus adaptée à ce genre de minerai (the separation by flottation of Copper-Lead-zinc sulphides- By. B.A; Wills PH.D, C Eng - Mining Magazine - Janvier 1984). D'après cet article les réactifs utilisés pour traiter la blende contenue dans un minerai sulfuré complexe restent toujours les réactifs usuels et a: des concentrations relativement importantes # 0,15 kg/t de cyanure, 0,2 Kg/t de sulfate de zinc, 0,3 - 1 Kg/t de sulfate de cuivre et 0,5 - 2 Kg/t de chaux. Le cyanure est utilisé quand on désire une sélectivité convenable mais à part cet avantage, il présente plusieurs inconvénients : il est extrêmement toxique, onéreux et il déprime et dissout en partie lQor et l'argent qui sont perdus. Contrairement a tous les travaux cités ci-dessus, nous avons montré qu'après oxydation par l'hypochlorite, le sulfure de zinc présente une grande activité vis à vis de l'Amylxanthate sur toute la gamme du pH comprise entre O et 10, par contre, il est fortement déprimé dès que le pH devient supérieur ou égal a 10. L'hypochlorite est un oxydant très énergique vis a vis de la blende de la pyrite, de la challopyrite et de la galène quand ils sont traité sé parément, la cinétique de la réaction est très rapide (inférieure a 30 secondes). Ces résultats sont confirmés par méthode électrochimique). La flottation d'un minerai sulfuré complexe oxydé par de l'hypochlorite a montré que : le sulfure de zinc se comporte comme indiqué plus haut, la pyrite est partiellement déprimée dès que le pH devient supérieur a 7, tandis que la flottabilité de la chalcopyrite et de la galène n'est pas affectée (l'hypochlorite étant très sélectif vis à vis de Zns (fig. N0 VII), au contraire leur récupération - métal accusent une amélioration par rapport aux autres procédés (tableau N0 6). L'utilisation de l'hypochlorite dans la flottation des minerais sulfures a donc permis de flotter la blende sélectivement en jouant sur le pH a l'inverse de la déprimer par changement de pH. La pyrite reste@non flottée sans toutefois que la flottabilité de la chalcopyrite en soit affectée ainsi que celle de l'a galène. La méthode qui fait l'objet de la demande d'invention a donc deux principaux avantages sur les procédés usuels. 10) Avantage écologique : l'hypochlorite qui est un réactif non toxique est facile a transporter et à stocker contraitement au cyanure. 20) Avantage économique : l'utilisation de l'hypochlorite dans la flottation des minerais sulfurés permet de supprimer le cyanure (réactif onéreux) ainsi que tous les déprimants de la blende et de la pyrite (a l'exception de la chaux) et éventuellement le sulfate de cuivre La suppression de tous ces réactifs permet ainsi de supprimer leurs temps de conditionnement qui peut atteindre 20 mm (cas du CuSO4) L'hypochlorite ne nécessite pas de conditionnement (la cinétique de la reaction est très rapide). L'investissement correspondant au conditionnement classique peut donc etre très nettement reduit. Notons aussi que l'hypochlorite ne dissout pas les métaux précieux associés. L'invention sera mieux comprise a l'aide de la description qui va suivre et qui se réfère a des exemples de mise en oeuvre du procédé objet de la présente invention. Toutefois, ces exemples de mise en oeuvre sont donnés uniquement à titre d'illustration de l'objet de l'invention, dont il ne constituent en aucunë manière une limitation. Exemple 1 Oxydation puis flottation par l'amylxanthate des sulfures de zinc, de Fer, de cuivre et de plomb. Après broyage humide dans un broyeur a agate et tamisage de 50 g d'un minéral sulfuré, on prend 2 g de la tranche inférieure a. 40 microns que l'on met dans un volume de 200 ml d'eau déminéralisee, puis on ajoute l'hypo- chlorite a une concentration bien définie à pH naturel de la pulpe et on agite pendant 30 a 60 secondes.On ajuste ensuite le pH de flottation par la chaux pour les pH basique, et par l'acide sulfurique pour les pH acides, ensuite on ajoute 1' Amylxanthate tout en agitant pendant 5 mn ; le pH est maintenu constant durant tout le temps@de conditionnement, puis on transvase la pulpe dans une cellule de flottation en verre (H = 30 cm, # = 4 cm) munie d'un fond fritté de porosité N 4 qui diffuse des bulles de gaz, au bout de 5 mm de flottation maximum on obtient les résultats suivants. - fig. I : flottation de ZnS en foction du pH après oxydation par une concentration en hypochlorite de 510 4 Ml 1, la concentration d'amylxanthate étant égale à 510-4 et 10-3 Ml-1 - Fig. II : flottation de ZnS a pH 8 en fonction de la concentration en hypochlorite, la concentration en Amylxanthate étant égale a et 10-1 Ml-1. - Fig. III : Flottation de FeS2 en fonction du pH après oxydation par l'hypochlorite (|Clo-| = 5.10-4 et 10-2 Ml-1). La concentration d'Amylxanthate étant fixée à 10-3 Ml-1 - Fig. IV : flottation de Cu FeS2 en fonction du pH après oxydation pax l'hypochlorite (|Clo-| = 5.10-4 et 10-2 Ml-1) la concentration d'Amylxanthate étant fixée a 10 M1 . - Fig. V : flottation de PbS en fonction du pH après oxydation par l'hypochlorite (|Clo-| = 5.10-4 et 10-2 Ml-1), la concentration d'Amylxanthate étant fixée à 10-3 Ml-1. - Fig. VI : flottation de ZnS, FeS2, Cu FeS2 et PbS en fonction du pH après oxydation par une concentration an hypochlorite égale Ml-1, la concentration de l'Amylxanthate étant fixée à 10 3 Ml Exemple 2 : Action sélective de l'hypochlorite vis à vis de ZnS contenu dans le minerai étudié (of. exemple 3) Par polarographie on peut caractériser l'oxydation des sulfures par l'hypochlorite en suivant l'apparition d'ions dans la solution, ainsi donc en comparant la concentration d'ions apparus a la concentration de l'hypochlorite introduite au départ et qui a réagit totalement, on peut déduire le pourcentage de l'hypochlorite qui a oxyder tel ou tel sulfure, tout en sachant que le ZnS, PbS, FeS2 et CuFeS2 sont oxydes a pS 5 par l'hypochlo- rite en sulfate selon les réactions suivantes D'après la figure VII, on constate qu'au moins 80 % de l'hypochlorite introduit a réagit sur le ZnS, le reste a réagit sur le PbS; le CuFeS2 et Fes2 restent inattaqués. - Fig. VII :Oxydation du minerai étudié dans l'exemple 3 par l'hypochlorite, Conditions opératioires. Dans une cellule électrochimique on met 50 ml d'H 0, puis on 2 ajoute 2g du minerai (d80 = 50 microns) et du NaNO3 comme électrolyte support (1 M1 ), on dégaze par de l'azote pendant 20 Mn puis on ajuste le pH à une valeur égale à 5 et on trace la courbe (1) correspondante au minerai non oxydé, après cette première opération, on ajoute sur la même solution une concentration d'hypochlorite égale 2,5 10-3 M1 , on ajuste le pH à nouveau a une valeur égale a 5 et on trace la courbe (2) correspondante au minerai oxydé. Courbes 1) Minerai non oxydé 2) Minerai oxydé par une concentration d'hypochlorite égale à 2,5 10-3 Ml-1. Exemple 3 Selon le schéma de flottation indiqué sur la page 15, les résultats fondamentaux de l'exemple 1 (fig. I et VI) ont été appliqués sur un minerai sulfure complex qui titre : 2,23 % Cu, 3,32 % Pb, 12,32 Zn et 14,67 % Fe et qui a une maille de libération relativement faible (d80 = 50 m). Le schéma de flottation indiqué sur la page 16 peut être également utilisé. Broyage Le broyage de 600 g de minerai, à une granulométrie de O - 1 mm, dans un broyeur à boulets (% S = 50 t) pendant 25 mn a donné les résultats suivants Courbe granulométrique La fraction supérieure à 32 us est obtenue par tamisage tandis que la fraction inférieure à 32 us est analysée par un granulomètre type sédigraphe 5000. Tableau 1 : Analyse chimique des différentes tranches granulométriques obtenues par tamisage Mailles RD Teneurs en % Rendement métal en % en m z Cu Pb Zn Fe Cu Pb Zn | Fe > 63 9,72 2,10 0,86 11,91 13,63 8,92 2,51 9,47 9,03 63-44 13,71 2,45 1,56 13,78 15,09 14,68 6,43 15,45 14,09 1 44-32 10,93 2,42 2,44 13,27 15,32 11,56 8,02 11,86 11,41 i 32 65,64 2,26 4,21 11,78 14,64 64,84 83,04 : 63,22 65;47 i TVR 100,00 2,288 3,328 12,230 14,678 100,00 100,00 100,00 100,00 On remarque donc que le broyage crée préférentiellement des fines de galerne Flottation selon i9 figure 8 Broyage puis-oxydation en milieu naturel Après broyage de 600 g de minerai, selon les conditions de broyage indiquées plus haut, la pulpe est introduite dans une cellule de flottation (type Minemet) de capacité utile 1800 ml puis on ajoute l'hypochlorite (le pH de la pulpe est naturel = 8,5), on agite pendant 30-60 secondes puis on ajuste le pH a une valeur égale à 11 par la chaux (temps de conditionnement : 3 mn). Une fois cette valeur de pH atteinte, on ajoute l'a@ylxanthate (le temps de conditionnement est de 5 mn) et on flotte le cuivre et le plomb (le pH est toujours maintenu à 11). Après cette première opération, on ajuste le pH du premier rejet de flottation (Cu-Pb) à une valeur voisine de 8, puis on ajoute l'anylxanthate {temps de conditionnement : 5 mn) et on flotte le zinc tout en maintenant le pH voisin de 8. Le temps de flottation du Cu-Pb est de 10 mn, celui du Zinc de 5 mn. Après ces deux opérations de flottation, on obtient les résultats métallurgiques suivants (récupération métal calculée par rapport au T.V.) en jouant sur les variables ClO let |AXK i Tableau n0 2 - Broyage puis oxydation à pH naturel - IAXK l= 190 g/t pour l'ébauchage Cu-Pb et 400 g/t pour l'ébauchage zinc - Ebauchage :: (Cu-Pb > à pH 11 et le zinc à pH 8 .Teneurs en % Récupération métal en % Produits Rp % Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (1 Ebauchage 33,55 6,33 8,70 5,93 23,68 94,51 92,67 16,47 65 Cu-Pb Ebauchage 20,86 0,44 0,77 46,56 7,29 4,08 5,12 80,40 1@ Zn Rejet 45,59 0,07 0,16 0,83 5,69 1,42 2,32 3,13 21 TVR 100,00 2,247 3,15 12,08 12,06 100,00 100,00 100,00 10C Tableau n 3 - Broyage puis oxydation à pH naturel - |Clo-| = 8 M/t - |AXK |= 120 g/t pour l'ébauchage Cu-Pb et 300 g/t pour l'ébauchage zinc - Ebauchage o (Cu-Pb) à pu lli et le zinc à pH 8 Teneurs en % Récupération métal en % Produits Rp % Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (F Ebauchage 30,48 6,90 8,93 5,09 21,97 92,65 86,44 12,51 55 Cu-Pb Ebauchage Zn 20,24 0,4@ 1,@@ 55,01 10,00 @,@@ @@,@@ @@,@@ @@ Rejet 43,28 0,095 0,18 0,93 5,88 1,82 2,24 3,25 21 100,00 2,270 3,149 12,40 12,09 100,00 100,00 100,00 100 Tableau n 4 - Broyage puis oxydation à pH naturel - |Clo-| = 16 M/t - |AXK |= 120 g/t pour l'ébauchage Cu-Pb et 300 g/t pour l'ébauchage zinc - Ebauchage : (Cu-Pb) à pH 11 et le zinc à pH 8 Teneurs en % . Récupération métal en % Produits Rp t Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (FeS2 Ebauchage 19,10 10,20 13,44 . 5,33 15,87 89,78 83,97 8,69 25,48 Cu-Pb Ebauchage 27,20 0,53 1,25 33,08 19,60 6,64 11,12 76,79 44,8C Zn Rejet 53,70 0,145 0,28 3,17 6,58 3,59 4,92 14,54 29,72 TVR 100,00 2,170 3,057 11,718 11,90 100,00 100,00 100,00 100,00 Tableau n 5 - Broyage puis oxydation à pH naturel - |Clo-| = 32 M/t - |AXK |= 120 g/t pour l'ébauchage Cu-tb et 300 g/t pour l'ébauchage zinc - Ebauchage : (Cu-Pb) à pH 11 et zinc à-pH 8. Teneurs en 5 Récupération métal en % Produits Rp % Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (FeS2) Ebauchage 18,44 10,00 14,03 5,01 17,07 85,19 84,44 7,85 26,38 Cu-Pb Ebauchage 25,62 0,78 1,23 32,89 19,86 9,23 10,28 71,58 42,65 Zn Rejet 55,94 0,216 0,29 4,33 6,60 5,58 5,28 20,57 30,96 TVR 100,00 2,165 3,064 11,772 11,93 100,00 100,00 100,00 100,00 Tableau n0 6 a) A titre comparatif, on donne les résultats métallurgiques d'un test de flottation effectué selon la méthode classique. Ce test a été fait dans les conditions suivantes - Broyage à pH naturel (dans les mêmes conditions que les tests précédents) - Ebauchage : (Cu-Pb) à pH 11 ainsi que le zinc (le pH est régulé par Ca(OH)2). - Réactifs utilisé : 200 g/t de CNNa, 600 g/t de CuS04, 5H20, 600 g/t de ZnSO4, 7 H20; |AXK| = 120 g/t pour l'ébauchage Cu-Pb et 300 g/t pour l'ébauchage zinc mêmes concentrations que les tests des tableaux 3, 4 et 5)0 Teneurs en % Récupération métal en % Produits Rp % Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (FeS Ebauchage 20,31 9,44 12,70 11,34 29,15 87,29 83,74 19,56 42,1 Cu-Pb Ebauchage 28,24 0,61 1,23 30,00 15,64 7,81 11,31 71,96 31,4 Zn Rejet 51,45 0,21 0,30 1,94 7,21 4,90 4,95 8,48 26,4 TVR 100,00 2,198 3,081 11,774 14,047 100,00 100,00 100,00 100,0 b) Broyage puis oxydation en milieu basique Pour cet exemple, on procède de la même façon que pour les exemples précédents Cependant, le broyage et l'oxydation sont effectués à pH basique (le pH à la sortie du broyeur est voisin de 11) 9 le pH est ajusté par Ca(OH)2. La concentration du collecteur (AXK) est fixée à 300 g/t pour l'ébauchage Zinc; celle de l'hypochlorite est fixée à 16 M/t. Les résultats métallurgiques de ces différents essais sont indiqués dans les tableaux 7 et 8. Tableau n 7 - Broyage puis oxydation à pH basique - Cloi | = 16 M/t - |AXK |= 90 g/t pour lssebauchage (Cu-Pb) et 300 g/t pour l'ébauchage zinc - Ebauchage : (Cu-Pb) à pH 11 et zinc à pH 8. Teneurs en % Récupération métal en % Produits Rp $ Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (FeS Ebauchage 14,79 13,65 18,22 11,83 2,68 90,69 86;70 14,86 3,23 Cu-Pb | Ebauchage 32,97 0,47 0,84 27,98 24,29 6,96 8,92 78,35 65,70 Zn Rejet S2,24 0,10 0,26 1,53 7,26 2,35 4,38 6,79 | 31,11 TVR 100,00 2,226 3,108 11,774 12,19 100,00 100,00 100,00 100,00 Tableau n 8 - Broyage puis oxydation à pH basique - |Clo-| = 16 M/t - |AXK |= 120 g/t pour l'ébauchage (Cu-Pb) et 300 g/t pour l'ébauchage zinc - Ebauchage : (Cu-PbY à pH 11 et zinc à pH 8. Teneurs en % Récupération métal en % Produits Rp % Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (Fe@ Ebauchage 15,37 12,20 17,12 12,685 3,90 86,66 87,90 16,95 4,@ Cu-Pb Ebauchage 32,34 0,59 0,62 27,11 23,22 8,82 6,70 76,19 62,@ Zn Rejet 52,29 0,187 0,31 1,51 7,56 4,52 5,40 6,86 32,@ TVR 100,00 2,164 2,994 11,507 12,06 100,00 100,00 100,00 100,@ Exemole 4 Action du MnO4K sur ZnS Après oxydation de 2 g de ZnS par une concentration en MnO4K = 10 Ml selon le mode opératoire indiqué en exemple 1 ; le ZnS se comporte en flottation comme s'il était oxydé par une concentration |Clo-| = 5.10@@ Ml-1 (cf. fig. 1) Comme l'hypochlorite, le permenganate oxyde ZnS, PhS, FeS2 et CuFeS2 en sulfates et a une action sélective vis- -vis de ZnS, la seule difference qui existe entre les deux oxydants est la cinétique de réaction (5 a 10 mn selon la concentration utilisée du Mn04K au lieu de 30 s environ pour l'hypochlorite) L'utilisation de MnO4K sur le minerai étudie dans l'exemple 3 a donne les resultats métallurgiques suivants Tableau n 9 - Broyage puis oxydation a pH basique - |MnO4K| = 4.10-4 M - IAXKI = 120 g/t pour l'ébauchage : Cu-Pb et 300 g/t pour l'ébauchage zinc - Ebauchage : Cu-Pb à pH 11 et zinc a pH 8. Teneurs en s Récupération métal en a Produits Rp % Cu Pb Zn Fe(FeS2) Cu Pb Zn (1 Ebauchage 18,00 11,42 15,58 11,74 7,80 93,86 90,52 17,71 11, Cu-Pb Ebauchage 30,06 | 0,34 | 0,73 30,75 23,73 4,73 7; ;23 78,85 58, i Zn Rejet 51,40 0,06 0,136 0,80 7,22 1,41 2,25 3,44 29, TVR 100,00 2,190 3,098 11,932 12,38 100,00 100,00 100,00 99, Revendications 1) Procédé de concentration de sulfure de zinc à partir d'un minerai sulfuré par flottation selon lequel la pulpe obtenue est traitee par un oxydant de façon à activer la surface de Zns par oxydation et de la rendre réactive vis-à-vis des thiols à courtes chaînes. 2) Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que, après oxydation, le ZnS peut être flotté sur toute la gamme du pH inférieur à 10. Il peut être déprimé au-dessus de cette valeur. 3) Procédé selon les revendications 1 et 2, caractérise par la nature de oxydant utilisé : NaClO (eau de Javel) et tout autre oxydant pouvant jouer le même rôle vis-à-vis de ZnS tel que le KMnO4 (seule, la cinétique de flottation change d'un oxydant à un autre). 4) Procédé selon l'une quelconque des revendications 1 à 3, caractérisé par le fait que le NaClO peut être utilisé seul ou en présence d'autres oxydants. 5) Procédé selon l'une quelconque des revendications 1 à 4 caractérisé en ce que le collecteur utilisé appartient à la famille des thiols à courtes chaînes ou à tout autre collecteur de type sulfhydrile. 6) Procédé selon l'une quelconque des revendications 1 à 5 caractérisé par le fait que le minerai traité contient en plus des sulfures de zinc, des sulfures de cuivre, de plomb et de fer. 7) Procédé selon l'une quelconque des revendications 1 à 6 caractérisé par le fait que le minerai sulfuré traité peut être finement broyé (D80 inferieur a 50 pm). 8) Le concentré de sulfure de zinc est obtenu par-le procédé selon l'une quel conque des revendications 1 à 7.