FR 3164400 A1 20260116 FR 2407612 A 20240711 La présente invention concerne un procédé d’enrichissement des minerais de phosphate, tout particulièrement par un procédé comprenant des étapes de lavage, broyage et flottation, permettant d’augmenter le rendement du procédé. Figure à publier pour l’abrégé : [Fig 1] Procédé d’enrichissement de minerais de phosphate. DOMAINE TECHNIQUE DE L’INVENTION La présente invention concerne un procédé d’enrichissement des minerais de phosphate, tout particulièrement par un procédé comprenant des étapes de lavage, broyage et flottation, permettant d’augmenter le rendement du procédé. ETAT DE LA TECHNIQUE La consommation mondiale des phosphates, principalement pour la production d'acide phosphorique et d'engrais (95 %), a dépassé 47 millions de tonnes en 2019 et devrait atteindre plus de 50 millions de tonnes en 2023 (USGS). Les phosphates sont produits par l'extraction de roches phosphoriques recueillies dans des gisements de sédiments marins (75 %), des gisements ignés et métamorphiques (15 à 20 %) ou des gisements biogénétiques (2 à 3 %). La principale source de phosphates provient du phosphate de calcium des minerais d'apatite (Ca5(PO4)3)(F, Cl, OH), dont les réserves mondiales sont principalement présentes en Afrique du Nord (Maroc), aux Etats-Unis (Florida), en Russie et en Chine. Ces minerais représentent environ 80 % de la production mondiale totale de roches phosphatées et contiennent généralement entre 18 % et 35 % en P2O5. Les types d'apatites prédominantes dans ces minerais sont la Francolite ou la Collophane, qui contiennent en plus du phosphate de calcium des quantités variables de carbonates (comme la calcite, la dolomite ou la magnésite), des silicates, des argiles (illite, kaolinite, smectite, etc.) ou même de résidus organiques. Les techniques de traitement des minerais visant à leur enrichissement dépendent principalement du type des minéraux de gangue associés, présents dans la roche exploitée. Le procédé de flottation demeure l’un des procédés les plus utilisés pour l’enrichissement des minerais. Dans de tels procédés, le minerai est d'abord concassé puis mis en suspension dans l'eau. Un collecteur est ensuite ajouté, souvent en association avec d'autres additifs, tels que des agents moussants, des régulateurs de pH, des dispersants, des dépresseurs et/ou des stimulants (activateurs), permettant de séparer les minéraux précieux des minéraux de la gangue du minerai. Après un certain temps de conditionnement, le processus de flottation est initié. Il consiste à insuffler de l'air dans la suspension afin de désagréger les fines particules de minerai et de produire de la mousse à la surface. L’une des problématiques majeures de ce procédé est la difficulté de flottation des particules dont la taille est inférieure à 40 µm. Ces particules forment les boues de lavage et de broyage (tranche granulaire fine ou fraction fine). De par leur faible probabilité de collision et d'adhésion avec une bulle d’air, ces particules entrainent une consommation excessive de réactifs et une perte de sélectivité. L’élimination cette tranche granulaire fine engendre des pertes énormes dans les procédés de traitement comprenant une étape de broyage car ces particules contiennent des minéraux de valeur. Dès les années 1970, de nombreux travaux de recherche ont été entrepris afin de valoriser les tranches granulaires fines et ont abouti au développement de nouvelles techniques de flottation dites intensives. Ces technologies ont prouvé leur efficacité et sont utilisées industriellement, notamment pour la valorisation du charbon, des métaux de base ainsi que des minéraux industriels. Le fait que certaines techniques de flottation intensive permettent de traiter plus efficacement les fractions granulaires fines peut être bénéfique aux opérations existantes. Mais l’application de ces techniques requièrent une modification des mécanismes de flottation et le changement des réactifs de flottation utilisés classiquement pour les tranches supérieures grenue (supérieur à 40 microns). Ainsi, un besoin demeure pour la mise à disposition d’un procédé permettant de limiter les pertes lors des procédés d’enrichissement des minerais de phosphate et ainsi augmenter le rendement de procédé. De manière avantageuse, le procédé permettra de faire usage des agents de flottation conventionnels et réduira la quantité de boues de lavage et de broyage formées. La présente invention a ainsi pour objet un procédé d’enrichissement d’un minerai de phosphates comprenant les étapes suivantes : - mise en pulpe et débourbage du minerai ; - succession de séparations granulométriques du minerai débourbé de manière à séparer au moins une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 40 à 125 microns ou de 40 à 160 microns ou de 40 à 200 microns ou de 40 à 400 microns ; - séparation granulométrique de la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns de manière à séparer une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 microns ou inférieure à 10 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns ; - flottation de la fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns et de la fraction ayant une granulométrie allant de de 40 à 125 microns, ou de 40 à 160 microns, ou de 40 à 200 microns, ou de 40 à 400 microns, conduisant à l’obtention d’un minerai enrichi en phosphates. D’autres aspects de l’invention sont tels que décrits ci-dessous. DESCRIPTION DETAILLEE DE L’INVENTION De manière surprenante, les inventeurs ont découvert un procédé d’enrichissement des minerais de phosphates permettant de valoriser une partie de la fraction granulaire fine lors de la flottation. Le procédé selon l’invention permet d’augmenter le rendement en BPL (Bone Phosphore of Lime ; phosphate tricalcique) et de limiter la quantité de boues produites. La présente invention a donc pour objet un procédé d’enrichissement d’un minerai de phosphates comprenant les étapes suivantes : - mise en pulpe et débourbage du minerai ; - succession de séparations granulométriques du minerai débourbé de manière à séparer au moins une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 40 à 125 microns ou de 40 à 160 microns ou de 40 à 200 microns ou de 40 à 400 microns ; - séparation granulométrique de la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns de manière à séparer une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 microns ou inférieure à 10 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns ; - flottation de la fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns et de la fraction ayant une granulométrie allant de de 40 à 125 microns ou de 40 à 160 microns ou de 40 à 200 microns ou de 40 à 400 microns conduisant à l’obtention d’un minerai enrichi en phosphates. Le procédé selon l’invention permet d’obtenir un enrichissement efficace du minerai de phosphates par flottation tout en limitant les quantités de boues de lavage et de broyage émises. Dans la présente description, les boues de lavage et de broyage correspondent à la fraction fine, c’est-à-dire la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 µm. Les boues de lavage et de broyage sont typiquement éliminées dans les procédés conventionnels d’enrichissement des minerais de phosphate. Le procédé selon l’invention permet de réduire les quantités de rejet fins de lavage et de broyage de l’ordre de 27 à 29%. De manière avantageuse, le procédé de la présente invention peut être implémenté sur des installations existantes d’enrichissement de minerais phosphatés. Les investissements financiers sont donc minimisés. Avantageusement, le procédé d’enrichissement selon l’invention permet en outre d’éliminer du minerai de phosphates les métaux lourds tels que le cadmium, le plomb, le nickel, le chrome et/ou le zinc. Le procédé d’enrichissement selon l’invention permet d’améliorer les capacités de production (de l’ordre de 10 à 12%) et d’augmenter le rendement en métal (de l’ordre de 8 à 10%). En particulier, lorsque le procédé est mis en œuvre à partir d’un minerai tel que celui employé dans les exemples, le procédé selon l’invention permet d’éliminer au moins 59% en poids du cadmium en mg/kP205 présent dans le minerai de phosphate, avantageusement au moins 59% en poids du cadmium en mg/kP205 est éliminé. En particulier, lorsque le procédé est mis en œuvre à partir d’un minerai tel que celui employé dans les exemples, le procédé selon l’invention permet d’éliminer au moins 47% en poids du plomb en mg/kP205 présent dans le minerai de phosphate, avantageusement au moins 47% en poids du plomb est éliminé. En particulier, lorsque le procédé est mis en œuvre à partir d’un minerai tel que celui employé dans les exemples, le procédé selon l’invention permet d’éliminer au moins 82% en poids du nickel en mg/kP205 présent dans le minerai de phosphate, avantageusement au moins 82% en poids du nickel en mg/kP205 est éliminé. En particulier, lorsque le procédé est mis en œuvre à partir d’un minerai tel que celui employé dans les exemples, le procédé selon l’invention permet d’éliminer au moins 70% en poids du chrome en mg/kP205 présent dans le minerai de phosphate, avantageusement au moins 70% en poids du chrome en mg/kP205 est éliminé. En particulier, lorsque le procédé est mis en œuvre à partir d’un minerai tel que celui employé dans les exemples, le procédé selon l’invention permet d’éliminer au moins 50% en poids du zinc en mg/kP205 présent dans le minerai de phosphate, avantageusement au moins 50% en poids du zinc en mg/kP205 est éliminé. Il est entendu que les abattements indiqués ci-dessus varieront en fonction du pourcentage de BPL du minerai en entrée de procédé. Cependant, le procédé selon l’invention demeure optimal pour toute concentration en BPL du minerai en entrée. De manière avantageuse, le procédé selon l’invention permet d’enrichir le minerai de phosphate en terres rares. De manière avantageuse, le procédé selon l’invention permet d’extraire de l’argile (silice) à partir du rejet fin (granulométrie inférieure à 10 ou 20 microns). La silice obtenue est beaucoup plus concentrée (20% vs. environ 4% dans le minerai brut). Minerai de phosphate Le minerai de phosphate utile dans le cadre de l’invention est typiquement un minerai de phosphates ayant une quantité de BPL inférieure ou égale à 65 % en poids par rapport au poids total du minerai. Les minerais ont couramment une granulométrie inférieure ou égale à 10 millimètres (mm). Généralement, le minerai de phosphate a un D90 inférieur ou égal à 650 mm, typiquement inférieur ou égale à 1000 mm ou encore allant de 160 à 2500 µm et par exemple de 650 µm. « D90 » signifie que 90% en masse du minerai considéré présentent une taille inférieure ou égale au D90 et 10% en masse présente une taille supérieure au D90. Le minerai de phosphate peut en outre présenter une ou plusieurs des caractéristiques suivantes : une quantité de cadmium inférieure ou égale à 35 ppm, typiquement allant de 5 à 35 ppm ou encore de 7 à 30 ppm ; une quantité de chrome inférieure ou égale à 510 ppm, typiquement allant de 119 à 510 ppm; une quantité de plomb inférieure ou égale à 16 ppm, typiquement allant de 4 à 16 ppm; une quantité de nickel inférieure ou égale à 99 ppm, typiquement allant de 19 à 99 ppm; une quantité de terres rares inférieure ou égale à 600 ppm, typiquement allant de 230 à 600 ppm; et/ou une quantité de MgO inférieure ou égale à 5,3 % en poids par rapport au poids total de la charge brute, typiquement allant de 0,6 à 5,3 % en poids. Le minerai de phosphate peut contenir en outre des silicates et des carbonates de la dolomite. Le tableau 1 décrit un exemple de composition d’un minerai de phosphates issu d’un gisement du bassin d’Ouald Abdoun au Maroc. BPL (%) CO 2 (%) MgO (%) SiO 2 (%) Cd (ppm) mg Cd/kgP 2 O 5 Charge brute 51,6 13,0 3,4 9,0 16 68 Tableau 1 : Analyses chimiques de la composition d’un minerai de phosphates, les pourcentages sont exprimés en poids. Il ressort principalement du tableau 1 que le minerai brut de phosphates a une quantité de BPL faible correspondant à une coupe pauvre en phosphate. Il apparait également qu’il est souhaitable d’abaisser les teneurs en magnésium (MgO), en silice, en CO 2 et en cadmium du minerai. Mise en pulpe et débourbage La mise en pulpe consiste à mettre en suspension le minerai dans de l’eau. La mise en pulpe permet de déliter le minerai et typiquement de réaliser ensuite une séparation par voie humide pour obtenir différentes fractions de granulométrie données. La pulpe comprend typiquement de 28 à 35% en poids de solide, de préférence de 40 à 60% en poids de solide. La mise en pulpe est typiquement réalisée à température ambiante (20-30°C). Le débourbage permet de détruire les agglomérats attachés sur le minerai et de le nettoyer afin de le rendre apte aux opérations ultérieures, à savoir par exemple aux opérations de coupures et à la flottation. Le débourbage est réalisé idéalement à un taux de solide compris entre 28 et 35 %. Le débourbage est typiquement réalisé pendant 10 à 15 minutes. Séparations granulométriques Une succession de séparations granulométriques du minerai débourbé est ensuite réalisée. Elle permet de séparer au moins une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 40 et 160 microns (ou de 40 à 125 microns ou de 40 à 200 microns ou de 40 à 400 microns, selon la coupure choisie). Typiquement, la succession de séparations granulométriques est réalisée de manière à conduire aux fractions granulométriques suivantes : Une fraction grossière avec une granulométrie supérieure à 2 500 µm correspondant aux rejets grossiers qui pourront être évacués par exemple par un convoyeur à bande pour une mise-à-terril ; dans certains modes de réalisation la fraction grossière a une granulométrie supérieure à 3150 µm ; Une fraction avec une granulométrie allant de 160 µm à 2 500 µm (ou 3150 µm) correspondant à un concentré de lavage qui pourra éventuellement être broyé et réintroduit dans le présent procédé ; dans certains modes de réalisation cette fraction a une granulométrie allant de 125 µm à 2 500 µm (ou 3150 µm) ou de 200 µm à 2 500 µm (ou 3150 µm) ou encore de 400 µm à 2 500 µm (ou 3150 µm); Une fraction avec une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm correspondant à une fraction destinée à être enrichie par flottation ; dans certains modes de réalisation cette fraction a une granulométrie allant de 40 µm à 125 µm ou de 40 µm à 200 µm ou de 40 µm à 400 µm; Une fraction avec une granulométrie allant de 10 µm à 40 µm ou de 20 µm à 40 µm destinée à être enrichie par flottation ; Une fraction avec une granulométrie inférieure à 20 µm ou inférieure à 10 µm correspondant aux boues de lavage et de broyage, qui pourront être traitées par exemple dans des décanteurs pour en récupérer un maximum d’eau. Les étapes de séparations granulométriques sont réalisées par toutes méthodes connues de l’homme du métier permettant de séparer des grains en fonctions de leurs granulométries. Typiquement, les étapes de séparations granulométriques sont réalisées par criblage, par centrifugation (décanteur centrifuge), par hydrocyclonage (hydrocyclone, micro-hydrocyclone) ou encore au moyen d’un séparateur par gravité de type Hydrosizer TM . Typiquement, la séparation granulométrique des fractions grossières (> à 2500 microns) est réalisée par criblage, la séparation granulométrique des fractions intermédiaires (entre 200 et 800 microns) est réalisée au moyen d’un séparateur par gravité de type Hydrosizer TM , la séparation granulométrique des fractions fines (entre 40 et 160 microns) est réalisée par un hydrocyclone et la séparation granulométriques des fractions ultrafines ( Le procédé de la présente invention est caractérisé par la réalisation d’une étape de criblage de la fraction passant à la coupure de 40 microns. Dans les procédés connus d’enrichissement, cette fraction est typiquement écartée (boues de lavage et de broyage). La séparation granulométrique réalisée sur cette fraction permet de séparer une fraction ultrafine ayant une granulométrie inférieure à 20 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou, selon le seuil de coupure choisi, de séparer une fraction ultrafine ayant une granulométrie inférieure à 10 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 10 à 40 microns. La séparation granulométrique de la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns est typiquement réalisée au moyen de décanteurs centrifuges (typiquement sans floculant) ou bien avec des micro-hydrocyclones. La coupure réalisée à 40 microns puis à 10 ou 20 microns (soit en deux étapes) permet d’éviter les problèmes de bouchage des microhydrocyclones. En effet, une coupure directe à 10 ou 20 microns sans passer par une coupure à 40 microns, conduit à un bouchage systématique des micro-hydrocyclones. La fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns est ensuite soumise à l’étape de flottation. Elle est mélangée avec la fraction ayant une granulométrie allant de 40 à 160 microns (ou 40 µm à 125 µm ou 40 µm à 200 µm ou 40 µm à 400 µm selon la coupure mise en œuvre), le mélange est par la suite soumis à l’étape de flottation après attrition et déchlammage. Il est à noter que le procédé de l’invention ne requiert par l’usage de la flottation intensive. La fraction avec une granulométrie inférieure à 20 µm ou inférieure à 10 µm correspondant aux boues de lavage et de broyage produites par le procédé peuvent être envoyées dans des décanteurs pour être soumis à une étape d’épaississement permettant de récupérer l’eau dans les boues de lavages. La fraction avec une granulométrie inférieure à 20 µm ou inférieure à 10 µm peut s’avérer utile pour les industries chimiques de production d’acide sulfurique car elle est riche en silices réactives. Avant flottation, une attrition et un déschlammage sont typiquement réalisés. L’étape d’attrition est généralement réalisée dans un attritionneur et permet de libérer les grains phosphatés de la gangue de silicates et carbonates. Le déschlammage permet d’enlever les particules les plus fines en suspension. A l’issue de l’attrition et du déschlammage, la fraction ayant une granulométrie allant de 40 à 160 microns (ou 40 µm à 125 µm ou 40 µm à 200 µm ou 40 µm à 400 µm selon la coupure mise en œuvre) est soumise à la flottation tandis que la fraction non retenue à la coupure de 40 microns peut subir une nouvelle séparation granulométrique avec une coupure à 10 ou 20 microns. La fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 microns ou inférieure à 10 microns est écartée et typiquement envoyée vers des décanteurs tandis que la fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns est dirigée vers la flottation (elle sera préalablement mélangée à la fraction allant de 40 à 160 microns (ou 40 µm à 125 µm ou 40 µm à 200 µm ou 40 µm à 400 µm selon la coupure mise en œuvre)). La fraction avec une granulométrie allant de 160 µm à 2 500 µm (ou de 125 µm à 2 500 µm (ou 3150 µm) ou de 200 µm à 2 500 µm (ou 3150 µm) ou encore de 400 µm à 2 500 µm (ou 3150 µm) selon la coupure mise en œuvre), correspondant à un concentré de lavage, peut être soumise à une étape de broyage voire plusieurs étapes de broyage. La séparation granulométrique est réalisée avec une coupure à 160 microns (ou 125 microns ou 200 microns ou 400 microns) puis à 40 microns, typiquement par hydrocyclone. La fraction ayant une granulométrie allant de 40 microns à 160 microns (ou 40 µm à 125 µm ou 40 µm à 200 µm ou 40 µm à 400 µm selon la coupure mise en œuvre) est destinée à la flottation. Elle est typiquement soumise à une attrition/déchlammage avec une coupure de 40 microns. La fraction ayant une granulométrie allant de 40 à 160 microns (ou 40 µm à 125 µm ou 40 µm à 200 µm ou 40 µm à 400 µm selon la coupure mise en œuvre) est soumise à la flottation tandis que la fraction non retenue à 40 microns peut subir une nouvelle séparation granulométrique avec une coupure à 20 microns ou à 10 microns. La fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 microns ou à 10 microns est écartée et typiquement envoyée vers des décanteurs tandis que la fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns est dirigée vers la flottation. De manière générale, dans le procédé de la présente invention, les fractions non retenues à la coupure de 20 microns ou de 10 microns sont éliminées (constituent des déchets). Flottation La flottation de la fraction ou des fractions ayant une granulométrie allant de 40 à 160 microns (ou 40 µm à 125 µm ou 40 µm à 200 µm ou 40 µm à 400 µm selon la coupure mise en œuvre) et de la ou des fractions ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns conduit à un minerai enrichi en phosphates. La flottation permet d’éliminer par flottation les carbonates, la dolomite et les silicates présents dans le minerai de phosphates. La partie non-flottante correspond au concentré de flottation. Le rejet flotté, formé essentiellement de carbonates, de dolomite et de silicates, peut être envoyé vers des décanteurs pour être soumis à une étape d’épaississement permettant de récupérer l’eau. La flottation peut être réalisée de manière conventionnelle, en particulier au moyen d’agents autres que ceux utilisés pour la flottation intensive. La fraction ou les fractions ayant une granulométrie allant de 40 à 160 microns (ou 40 µm à 125 µm ou 40 µm à 200 µm ou 40 µm à 400 µm selon la coupure mise en œuvre) et la ou les fractions ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns sont, dans un premier temps, conditionnées avec les réactifs de flottation puis la flottation est mise en œuvre. L’enrichissement par flottation peut être soit réalisé par flottation directe, par flottation inverse en une seul ou plusieurs étapes. Les réactifs de flottation sont des agents de flottation conventionnels. Ils peuvent être choisi dans le groupe constitué d’une amine, un ester phosphorique, un acide gras, une amine grasse, un sel d’amine grasse et leur mélange. Les esters phosphoriques peuvent être tels que décrits dans la demande européenne 23305204.2 déposée le 15 février 2023. De tels esters répondent à la formule suivante : R 1 – O – P(=O) – (OH) 2 (I) dans laquelle R 1 est un groupement alkyle, linéaire ou ramifié, saturé ou non, comprenant 6 à 18 atomes de carbones. Les acides gras peuvent tels que décrits dans la demande WO2015/042735. Il s’agit en particulier des acides gras issus de l’acide oléique. Les amines grasses et leurs sels répondent typiquement aux formules suivantes : R—O—(CH2)3—NH3 , où R est un groupe alkyle avec 10-14 d’atome carbone, R—O— (CH2)3—NH— (CH2)3—NH3 , où R est un groupe alkyle avec 10 or plus atomes de carbone. Les réactifs de flottation peuvent être utilisés en combinaison avec des agents moussants et anti-moussants pour ajuster l’effet de moussage. La flottation est généralement réalisée en présence d’un acide, par exemple l’acide sulfurique, qui joue le rôle de régulateur de pH dans le cas d’une flottation en milieu acide mettant en œuvre les acides gras. La flottation est également réalisée en présence d’acide phosphorique qui joue le rôle de déprimant de l’apatite. Minerai enrichi en phosphates Le procédé selon l’invention permet l’obtention d’un minerai enrichi en phosphates. Typiquement, le minerai a une quantité de BPL supérieure d’au moins 65 % par rapport à la quantité de BPL du minerai soumis au procédé, ou encore supérieure de 65 à 66 % voire de 66 à 70 %. Généralement, le minerai obtenu par le procédé selon l’invention a également une quantité de métaux lourds réduites. Le minerai enrichi peut présenter une ou plusieurs des caractéristiques suivantes : une quantité de cadmium inférieure ou égale à 11,26 ppm, typiquement allant de 11,26 à 11 ppm ou encore de 11 à 8,8 ppm ; une quantité de plomb inférieure ou égale à 6 ppm, typiquement allant de 5,5 à 6 ppm ou encore de 4,71 à 5,5 ppm ; une quantité de nickel inférieure ou égale à 31 ppm, typiquement allant de 20 à 31 ppm ou encore de 10 à 16 ppm ; une quantité de chrome inférieure ou égale à 120 ppm, typiquement allant de 100 à 120 ppm ou encore de 78 à 120 ppm ; une quantité de zinc inférieure ou égale à 217 ppm, typiquement allant de 190 à 217 ppm ou encore de 170 à 217 ppm ; et/ une quantité de MgO inférieure ou égale à 0,88 % en poids par rapport au poids total de la charge brute, typiquement allant de 0,5 à 0,88 % en poids ou encore de 0,22 à 0,5 % en poids. La FIG. 1 décrit un premier mode de réalisation préféré du procédé de l’invention comprenant les étapes suivantes : Séparation granulométrique avec une coupure à 2 500 µm de la fraction débourbée conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 2 500 µm ; Séparation granulométrique avec une coupure à 160 µm de la fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 2 500 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie supérieure à 160 µm et inférieure ou égale à 2 500 µm et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 160 µm ; Séparation granulométrique avec une coupure à 40 µm de la fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 160 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm (destinée à la flottation) et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 µm ; Séparation granulométrique avec une coupure à 20 µm de la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm (destinée à la flottation après attrition et déschlammage) et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 µm (rejets) ; Attrition des fractions ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm, et de la fraction ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm, conduisant à la formation d’une fraction attritée ; Séparation granulométrique avec une coupure à 40 µm de la fraction attritée conduisant à la formation d’une fraction attritée ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm (destinée la flottation) et une fraction attritée ayant une granulométrie inférieure à 40 µm ; Séparation granulométrique avec une coupure à 20 µm de la fraction attritée ayant une granulométrie inférieure à 40 µm conduisant à la formation d’une fraction attritée ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm (destinée à la flottation) et une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 µm (rejets) ; Flottation des fractions ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm et des fractions ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm conduisant à l’obtention d’un concentré de minerai enrichi en phosphates. Dans certains modes de réalisation, l’étape i. est réalisée avec une coupure à 3150 µm. Dans certains modes de réalisation, l’étape ii. est réalisée avec une coupure à 125, 160, 200, 300 et/ou 400 microns. Dans certains modes de réalisation, l’étape iv. et vii. sont réalisées avec une coupure à 10 µm. La fraction granulométrique ayant une granulométrie supérieure à 160 µm et inférieure ou égale à 2 500 µm constitue le concentré de lavage. La FIG. 2 présente un deuxième mode de réalisation préféré du procédé de l’invention comprenant outre, les étapes décrites à la FIG. 1 , les étapes suivantes : i’) broyage de la fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 2 500 µm conduisant à la formation d’une fraction broyée ; ii’) séparation granulométrique avec une coupure à 160 µm de la fraction broyée conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie supérieure à 160 µm et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 160 µm ; iii’) séparation granulométrique avec une coupure à 40 µm fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 160 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm (destinée à la flottation avec attrition préalable) et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 µm ; iv’) attrition de la fraction ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm ; v’) séparation granulométrique de la fraction attritiée ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm avec une coupure à 40 µm conduisant à la formation d’une fraction attritiée ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm (destinée à la flottation) et une fraction attritiée ayant une granulométrie inférieure à 40 µm,; vi’) séparation granulométrique avec une coupure à 20 µm de la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm (destinée à la flottation) et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 µm (rejets), la fraction ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm obtenue étant soumise à l’étape de flottation (après attrition et déschlammage ; étape iv’ et v’) ; vii’) séparation granulométrique avec une coupure à 20 µm de la fraction attritiée ayant une granulométrie inférieure à 40 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm (soumise à la flottation) et une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 µm (rejets) ; viii’) flottation de la fraction attritiée ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm et de la fraction ayant une granulométrie allant de 20 µm à 40 µm conduisant à l’obtention d’un concentré de minerai enrichi en phosphates. Les fraction soumises à la flottation selon l’étape viii’) rejoignent les fractions soumises à la flottation selon l’étape viii) décrite en relation avec la FIG. 1 . Dans certains modes de réalisation, l’étape i’) est réalisée avec une coupure à 3150 µm. Dans certains modes de réalisation, l’étape ii’) est réalisée avec une coupure à 125, 160, 200, 300 et/ou 400 microns. Dans certains modes de réalisation, les étapes vi’) et vii’) sont réalisées avec une coupure à 10 µm. FIGURES FIG. 1 : Schéma d’un mode de réalisation du procédé de l’invention (lavage et flottation) FIG. 2 : Schéma d’un mode de réalisation du procédé de l’invention (lavage, broyage et flottation) EXEMPLES Exemple 1 : comparaison du procédé de l’invention avec un procédé conventionnel Le procédé d’enrichissement d’un minerai de phosphate a été conduit conformément au procédé illustré à la FIG. 1 . Les résultats sont présentés dans le tableau 2 ci-dessous. Tableau 2 A titre comparatif, un procédé d’enrichissement d’un minerai de phosphate a été conduit sans criblage des boues de lavage (fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns). Les résultats sont présentés au tableau 3. Tableau 3 Il peut être observé que le procédé de traitement par lavage-flottation incluant la tranche 20-40µm issue des boues de lavage (procédé de l’invention) permet d’avoir un concentré de traitement ayant des caractéristiques chimiques comparables à celles du concentré obtenu par le procédé hors invention mais avec un rendement en poids meilleur (66,48 % contre 63,91 %). Exemple 2 : comparaison du procédé de l’invention avec un procédé conventionnel Le procédé d’enrichissement d’un minerai de phosphate a été conduit conformément au procédé illustré à la FIG. 2 . Les résultats sont présentés dans le tableau 4 ci-dessous. PRODUITS % Poids/ Produit brut BPL % CO 2 % MgO % SiO 2t % Cd ppm Rdt BPL% Alimentation dosée (Echantillon moyen) - 51,60 12,99 3,38 9,01 16 - Grossiers (Refus à 2500 microns) 3,52 41,15 16,14 1,42 10,27 47,44 2,75 Boues de Lavage ( 13,09 29,73 9,70 4,93 25,59 12 7,39 160-2500 microns destiné au broyage flottation Boues de Broyage ( 7,85 60,93 9,11 1,07 3,07 13 9,09 Boues d'Attrition ( 1,30 65,30 6,37 0,81 2,98 7 1,61 Alim. Flottation (20 – 160 microns) 27,71 62,99 9,31 1,03 2,11 15 33,17 Rejets de Flottation 4,49 32,63 22 3,58 11,20 38 2,78 Concentré de Flottation 23,22 70,25 7,29 0,44 1,05 10 31 Fines naturelles 20 - 160 µm Boues d'Attrition ( 3,64 38,31 6,96 2,92 18,80 10 2,65 Alim. Flottation (20 - 160 microns) 42,89 52,88 12,65 3 7,01 15 43,10 Rejets de Flottation 13,28 13,42 25,07 9,71 16,38 35 2,27 Concentré de Flottation 29,61 69,89 6,36 0,55 1,70 8 39,33 Concentré Global 52,84 70,05 6,77 0,5 1,41 8,88 70,33 Tableau 4 A titre comparatif, un procédé d’enrichissement d’un minerai de phosphate a été conduit sans criblage des boues de lavage et de broyage (fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns). Les résultats sont présentés au tableau 5. PRODUITS % Poids/ Produit brut BPL % CO 2 % MgO % SiO 2t % Cd (ppm) Rdt BPL% Alimentation dosée (Echantillon moyen) - 51,60 12,99 3,38 9,01 16 - Grossiers (Refus à 2500 microns) 3,52 41,15 16,14 1,42 10,27 47 2,79 Boues de Lavage ( 18,46 27,67 16,86 7,22 21,28 18 9,86 160-2500 microns destiné au broyage flottation Boues de Broyage ( 11,07 62,00 9,93 1,16 2,70 14 13,23 Boues d'Attrition ( 1,63 63,73 7,46 1,11 2,61 10 2,00 Alim. Flottation (40 - 160microns) 24,17 64,61 8,26 0,93 1,92 14 30,13 Rejets de Flottation 3,20 27,2 22,93 4,34 10,4 44 1,68 Concentré de Flottation 20,97 71,42 6,49 0,36 1,31 11 28,89 Fines naturelles 40 - 160 µm Boues d'Attrition ( 4,10 38,57 11,20 4,61 15,11 16 3,05 Alim. Flottation (40 - 160 microns) 37,05 54,09 12,20 3,33 5,84 16 38,67 Rejets de Flottation 10,01 11,75 28,24 9,61 16,23 35 2,27 Concentré de Flottation 27,04 69,44 5,85 0,71 2,69 8 36,23 Concentré Global 48,01 70,30 6,13 0,56 2,09 9 65,12 Tableau 5 Il peut être observé que le procédé de la présente invention permet d’améliorer le rendement poids de 4,83 % (52,84 contre 48,01%) sans pour autant impacter la qualité chimique du concentré, notamment la teneur en BPL et de MgO qui est réduit à 0,5%. Procédé d’enrichissement d’un minerai de phosphates comprenant les étapes suivantes : - mise en pulpe et débourbage du minerai ; - succession de séparations granulométriques du minerai débourbé de manière à séparer au moins une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 40 à 125 microns ou de 40 à 160 microns ou de 40 à 200 microns ou de 40 à 400 microns ; - séparation granulométrique de la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns de manière à séparer une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 microns ou inférieure à 10 microns et une fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns ; - flottation de la fraction ayant une granulométrie allant de 20 à 40 microns ou de 10 à 40 microns et de la fraction ayant une granulométrie allant de de 40 à 125 microns, ou de 40 à 160 microns, ou de 40 à 200 microns, ou de 40 à 400 microns, conduisant à l’obtention d’un minerai enrichi en phosphates. Procédé selon la revendication 1, dans lequel les étapes de séparation granulométrique sont réalisées par criblage, par centrifugation, par hydrocyclonage ou au moyen d’un séparateur par gravité . Procédé selon la revendication 1 ou 2 dans lequel la succession de séparations granulométriques comprend une séparation granulométrique avec une coupure à 2 500 µm conduisant à une fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 2 500 µm et à une fraction ayant une granulométrie supérieure à 2 500 µm. Procédé selon la revendication 3 dans lequel la succession de séparations granulométriques comprend une séparation granulométrique avec une coupure à 160 µm de la fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 2 500 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie supérieure à 160 µm et inférieure ou égale à 2 500 µm et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 160 µm. Procédé selon la revendication 4 dans lequel la succession de séparations granulométriques comprend une séparation granulométrique avec une coupure à 40 µm de la fraction ayant une granulométrie inférieure ou égale à 160 µm conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 µm. Procédé selon l’une des revendications 1 à 5 comprenant, avant l’étape de flottation, une attrition de la fraction ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm suivie d’un déchlammage à 40 microns conduisant à la formation d’une fraction ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm et d’une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 µm, la fraction ayant une granulométrie allant de 40 µm à 160 µm obtenue étant soumise à l’étape de flottation. Procédé selon l’une des revendications 4 à 6 dans lequel la fraction ayant une granulométrie allant de 160 µm à 2 500 µm est soumise à une étape de broyage puis à une succession de séparations granulométriques conduisant à une fraction ayant une granulométrie allant de 40 microns à 160 microns et une fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns, la fraction ayant une granulométrie allant de 40 microns à 160 microns obtenue étant soumise à l’étape de flottation. Procédé selon la revendication 7 dans lequel la fraction ayant une granulométrie inférieure à 40 microns obtenue à l’issue du broyage et du criblage est soumise à une séparation granulométrique avec une coupure à 20 microns ou 10 microns conduisant à une fraction ayant une granulométrie allant de 20 microns à 40 microns ou de 10 à 20 microns et une fraction ayant une granulométrie inférieure à 20 microns ou inférieure à 10 microns, la fraction ayant une granulométrie allant de 20 microns à 40 microns ou de 10 à 40 microns obtenue étant soumise à l’étape de flottation après attrition et déschlammage. Procédé selon l’une des revendications 1 à 8 dans lequel les fractions ayant une granulométrie inférieure à 20 microns sont rejetées.